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11 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区位置矿区位置及交通及交通王庄煤矿位于山西省长治市郊区故县，地处潞安矿区的东南部，距市中心 30 公里。整个矿区跨越了长治市郊区和屯留县两个行政区。其地理坐标为：东经 11258251130321北纬 361404 362435矿区东面为长治钢铁公司。王庄煤矿与长治钢铁公司两大企业组成本区一片规模较大的煤铁工业区，与之配套的各种服务行业也比较发达。矿井对外有交通有太（原）焦（作）铁路、邯（郸）长（治）铁路，太焦铁路从矿井东部由北向南通过，邯长铁路在长治北站与太焦铁路相接。同时王庄矿铁路专用线至长治北站 14 公里，与太焦铁路及邯长铁路相接，可通往全国各地。长治到各周边主要城市铁路距离见表 1-1表表 1 1- -1 1到周边主要城市铁路距离到周边主要城市铁路距离名称起至站距离/km太（原）焦（作）线长治太原280太（原）焦（作）线长治新乡217邯（郸）长（治）线长治邯郸220区内公路发达，太（原）洛（阳）国道（即 208 国道、207 国道）由北向南穿越井田，东距王庄矿工业广场约 6 公里；更有邯（郸）长（治）国道（即 309 国道）横贯矿区。除上述三条主要干线公路外，区内各村镇均有公路相通。因此本区交通运输条件十分便利。北距太原市 230 公里，南到焦作市 220 公里，东距邯郸市 183 公里。井田交通位置图见图 1-1。1.1.2 地形与地貌地形与地貌本区位于山西省东南部，地处上党盆地西北部，东倚太行山，西屏太岳山，南部与晋城相接，北部与晋中平原交界。区内地势大致为北部较高，南部较低，最高处位于王1与王2 钻孔之间的寒山煤矿附近，海拔标高为 1024.7m，最低处位于矿区东部边界一带，海拔标高为 898m，最大相对高差为 127m 左右。王庄矿属高原内部断陷堆积盆地。 区内地势起伏不平， 均被较厚的第四系黄土所覆盖，侵蚀切割作用强烈，植被覆盖少，形成典型的梁、垣、峁等黄土高原地貌。盆地北部黄土冲沟发育，局部有基岩出露，南部为山前斜坡地带。2图图 1 1- -1 1长治市长治市交通位置图交通位置图1.1.3 水文情况水文情况王庄井田河流较少， 水系为浊漳河支流， 在矿区中部有一条故县小河和一条积石小河，流经井田塌陷区，属季节性河流，只有雨季才有流水。绛河流经王庄井田南部，在王庄扩区，除绛河以外，仅有少量干沟发育，绛河于崔邵村附近进入王庄扩区，自西向东流入王庄井田东南部的漳泽水库，该水库的库容约为 1.995109m3，现蓄水量为 1.4109m3。属海河流域的浊漳河从长治盆地南部流过，区域地貌为浊漳河河谷一、二级阶地，为第四系更新统晚期的沉积物，含有丰富的孔隙水，二级阶地底部有黑灰色亚粘土，有层理，部分地区有薄层透镜状沙层，土质比较松软，形成一些较大范围的含水层，二级阶地又为山前洪积、坡积地带，山前裂隙水及孔隙水都经二级阶地排泄，补给一级阶地和河槽。1.1.4 气象及地震情况气象及地震情况井田地处黄土高原，其东部为太行山，海拔在 2800m 以上，阻隔海洋性季风吹入。因此，暖温带半干旱大陆性气候极为典型。（1）气温气温一般较低，以年温差与日温差大为其特点，年平均气温 7.89.7 ，19 年平均气公路铁路长治市交通位置图离石乡宁侯马临汾大同朔州沂州太原市榆次阳泉长治焦作运城41.2 井田地质特征1.2.1 地层地层王庄矿位于太行山中段西侧，长治盆地西部。本区地层出露甚少，大多为黄士所覆盖，局部零星出露中奥陶系地层及二迭系地层，冲沟发育。经钻孔揭露地层有奥陶系（O1+2） 、石炭系（C2+3） 、二叠系（P） 、第三（N）和第四系（Q） ，见图 1-2，由老至新概述如下：（1）奥陶系（O）奥陶系中统峰峰上段组（O2f） ，层厚度 1.17331m。岩性为灰色石灰岩和白灰色铝质泥岩，致密性脆，上部为泥岩或砂质泥岩，局部含粉砂岩，裂隙发育。图图 1 1- -2 2 综合地质柱状图综合地质柱状图（上半部分上半部分）5图图 1 1- -2 2 综合地质柱状图综合地质柱状图（下半部分下半部分）8足的补给，补给量大。加之该区段东南部 3 号煤层上覆基岩较薄，预计导水裂隙带能达到第四纪冲积层内，对煤层开采有很大影响，水文地质条件相对复杂。15 号煤层因受奥灰水突水威胁，水文地质条件属复杂类型。15 号煤层直接顶板为 K2 灰岩裂隙岩溶水层，随着煤层回采冒落从而成为直接充水含水层。该含水层单位涌水量为 0.012L/sm，含水性较弱。对 15 煤层具有底板突水威胁的是奥灰强含水层。它不仅富水性强，水压高，而且其间距一般只有 20m 左右，在南北边界因断裂构造以及陷落柱的影响，局部地段可能成为 15 号煤层直接充水的含水层。漳泽水库的扩建将体本井田三分之一的面积处于水库淹没区。由于水库蓄水，回水的影响，将使本区各含水层，特别是松散层的水文地质条件发生变化，从而使矿井水文地质条件变得复杂。1.3 煤层特征1.3.1 可采煤层可采煤层本矿井可采及局部可采煤层有 6 层（3 号，8-2 号，9 号，15-1 号，15-2 号，15-3 号） ，煤层总厚度 12.2m。其煤层特征见表 1-1。（1）3 煤层为主要开采煤层，位于下石盒子组下部。煤层走向近南北，倾向西，倾角 26，属近水平煤层。煤层结构较简单，含夹矸 05 层，总厚 01.18m，夹石成份多为炭质泥岩或泥岩。煤层厚 5.037.10m，平均 6.02m，属厚煤层。该煤层可采性指数 Km1，煤层厚度变异系数10.59%，故该煤层属稳定煤层。煤层顶板以泥岩、砂质泥岩为主，偶有细粒砂岩；底板以泥岩为主，偶夹砂质泥岩。（2）9 煤层位于太原组中部，在矿区编号为 8-2 号煤层。煤层结构复杂，以多层薄煤层为主，并含多层泥岩夹矸。煤层厚度 0.062.05m，平均 0.68m。该煤层的可采性指数 Km=0.32，煤层厚度变异系数=48.85%，局部可采。由于主要指标 Km0.6，辅助指标 35%55%，评价其煤层稳定性为“不稳定煤层”到“极不稳定煤层” 。煤层顶板以泥岩为主，砂岩次之，少量粉砂岩，底板多为泥岩。（3）10 煤层位于太原组中部，在矿区编号为 9 号煤层。煤层结构复杂，以多层薄煤层为主，并含多层泥岩夹矸。该煤层分布较广，煤层厚度 0.102.85m，平均 0.81m。该煤层局部可采。其可采性指数 Km=0.43，煤层厚度变异系数=67.54%。由于主要指标 Km55%，故评价其煤层稳定性为“极不稳定煤层” 。煤层顶板以泥岩为主，砂岩次之，底板多为泥岩。（4）15-1 煤层位于太原组下部，旧称 3 号煤，本地俗称“二节煤” ，上距 K1 底板 6.86m。在潞安矿区为主要可采煤层之一，含夹矸，该煤层在井田北部分布较多，在井田中部，部分地区呈东西向条带被河流冲刷破坏了煤层的完整性，多呈零星分布，大部分地区均无该层煤。煤层厚度 0.192.30m，平均 0.82m。煤层顶板以泥岩为主，局部为砂质泥岩或粉、细砂岩代替，底板多为泥岩，偶夹炭质泥岩。9（5）15-2 煤层位于本溪组中部，旧称 2 号煤，本地俗称“底节煤” ，上距 15-1 煤 1.74m，下距 15-3煤层底板 2.86m。一般不含夹矸，偶见 0.20.4m 厚的夹矸。煤层厚度 0.042.10m，平均0.63m。煤层的顶底板均为泥岩或砂质泥岩，局部为粉砂岩或炭质泥岩。（6）15-3 煤层位于本溪组底部，旧称 1 号煤，本地俗称“四节煤” ，上距 15-2 号煤 1.3m 左右。煤层结构较复杂，有 1-3 层泥岩或炭质泥岩夹矸，局部夹矸较厚。煤层厚度 0.204.58m，平均 1.72m。煤层层位全局稳定，大部可采，冲刷带仅限于南部，从厚度变化来看，从南向北煤厚逐渐变小，中南部略有变薄趋势。煤层顶底板为泥岩、炭质泥岩。综上所述，3 煤层为全区可采，结构较简单的较稳定厚煤层，下面的设计只针对这一层煤。表表 1 1- -2 2 3 3 煤层特征表煤层特征表厚度/ m特 性质征煤层最大最小平均变异系数 1%稳定类型顶、底板主要岩性35.037.106.0210.59稳定顶板以泥岩、砂质泥岩为主，底板多为泥岩1.3.2 煤层顶底板煤层顶底板3#煤层结构较简单，含夹矸 05 层，总厚 01.18m，夹石成份多为炭质泥岩或泥岩。煤层厚 5.037.10m，平均 6.02m，属厚煤层。煤层顶板以泥岩、砂质泥岩为主，偶有细粒砂岩；底板以泥岩为主，偶夹砂质泥岩。表表 1 1- -3 3 煤层煤层顶底板性质统计顶底板性质统计表表特项目征类别煤厚含夹石顶板老顶底版厚度/m5.037.106.020.120.75-014.05.40.612.36.505.42.1岩性说明13 层， 个别为5 层泥岩、砂岩、局部为粉砂岩或细砂岩石英砂岩、 局部为细砂岩或粉砂岩泥岩或砂质泥岩， 局部为砂岩3 号煤层力学试验结果表见表 1-410表表 1 1- -4 4 煤层粘结性指标试验结果表煤层粘结性指标试验结果表特性质征项目岩石名称平均单向抗压强度（MPA）平均抗拉强度（MPA）平均抗剪切强度（MPA）内摩擦角（）中粒砂岩92.384.8812.853848细粒砂岩65.303.4510.32粉砂岩56.862.50砂质泥岩35.751.816.48顶板泥岩17.970.581.47细粒砂岩87.273.718.25中粒砂岩85.905.81砂质泥岩71.873.473.92底板细粒砂岩72.903.501.3.3 煤的特征煤的特征1）煤的物理性质和煤岩特征（1）煤的物理性质3#煤俗称香煤，为黑色块状，层状构造，细中条带状结构。其条痕色为黑色，强玻璃光泽，裂隙较发育，呈阶梯状或贝壳状断口。经取样测试 3#煤视相对密度为 1.301.35；平均视密度为 1.31，散密度为 849950kg/m3；磨檫角为 2024；安息角为 37.237.3。煤的物理性质见表 1-5。表表 1 1- -5 5 各煤层物理性质统计表各煤层物理性质统计表特 性质征煤层颜色条痕光泽结构构造块度内生裂隙视密度断口3黑色黑色强玻璃细中条带状层状块状发育1.31参差状、贝壳状（2）煤岩特征宏观煤岩特征3#煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，夹少量镜煤及丝炭条带。煤岩类型以半亮型为主，半暗型次之。煤岩特征特征见表 1-6。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计12硫分（St,d）依化验数据分析 3#煤层原煤全硫含量小于 0.5%，普遍在 0.200.41%之间，依据GB/T15224.2-2004煤炭质量分级（硫分）标准，用煤层发热量数据折算干燥基全硫为0.29%。依据该标准进行煤的硫分分级：3#煤属特低硫煤。发热量（Qgr,v,d）影响煤的发热量主要是水分和灰分。3#煤层原、浮煤高位发热量分别为 28.84MJ/Kg和 32.19MJ/Kg，依据GB/T15224.3-2004煤炭质量分级（发热量）标准，3#煤属特高热值煤。元素分析煤中的碳、氢元素是煤质分析的基本指标。3#煤层元素中以碳元素（Cdaf）为主，占91.63%左右，次为氢（Hdaf）元素，占 4.08%左右，氮元素（Ndaf）和氧+硫元素（Odaf +St,daf）为少量。3#煤层的浮煤元素分析见表 1-9。表表 1 1- -9 9 元素分析统计元素分析统计结果表结果表浮煤元素分析（%）特 项目征煤层磷 Pd（%）碳 Cdaf氢 Hdaf氮 Ndaf氧+硫Odaf +St,daf磷分分级30.0120.0460.04289.9692.8491.633.814.274.081.207.714.080.505.672.58低磷分煤（2）煤的有害、微量元素有害元素煤层原煤有害元素仅有硫和磷，硫在前面已有叙述。磷分析数据相对较少，结果见表1-6。按MT/T562-1996标准，对煤中磷含量分级：3#煤属低磷分煤。煤层中及顶、底板和夹矸有害元素：汞、氯、镉、铬、铅、硒在以后的生产过程中应增加测试，作出对环境污染程度的评价。表表 1 1- -1010 有害组分统计有害组分统计表表特 项目征煤层M.D(%)SE.D(%)V.D(%)FC.D(%)S.D(%)HG.D(%)Q.D(%)Y.D(%)工业牌号31.241.6001.6150.6910.200.080.71800.005微量元素煤层微量元素没有测试结果，在以后的生产中应该加强测试工作，并作为是否有综合利用价值的评价。133）煤的工艺性能（1）煤灰成分3#煤层煤灰成分以二氧化硅和三氧化二铝为主，占 7086%，三氧化二铁、氧化钙和三氧化硫次之，占 1229%，氧化镁占 0.701.46%，氧化钠和氧化钾占 0.481.87%。（2）煤灰熔融性3#煤灰熔融性试验结果见表 1-11，按MT/T853-2000煤灰熔融性分级标准，3#煤灰属较高软化温度灰。（3）煤的粘结性3#煤层粘结性指标试验结果见表 1-11。表表 1 1- -1111 煤层粘结性指标试验结果表煤层粘结性指标试验结果表胶 质 层奥阿膨胀度/%煤层X/mm）Y（mm）融合状况体积曲线粘结指数GRI收缩度 a膨胀度 b焦渣特征313.039.023.8(55)0.014.85.7(71)凝结的平滑下降0.760.027.5(18)12(1)仅收缩274(39)3#煤层浮煤胶质层最大厚度（Y）值为 014.8，曲线类型多为平滑下降型，部分平滑斜降型或微波型，煤层熔合情况多为凝结，少量为部分融合融合。3#煤层粘结指数（GRI）为 0.760.0，煤层的塑性及结焦性较差。（4）低温干馏低温干馏数据表明：3#煤低温焦油产率（Tar）平均值为 1.84%，为含油煤，并且低温干馏试验后半焦型号 3#煤为 AE，多为 BD，这说明 3#煤粘结性较弱，结焦性也较弱，且很脆易碎，3#煤层不易作低温干馏用煤。（5）热稳定性（TS+6）3#煤热稳定性为 79.597.5%，平均值为 90.1%，按MT/T560-1996煤热稳定性分级标准，3#煤层属高热稳定性煤。（6）煤的抗碎强度（SS） 、可磨性指数（HGI）3#煤层的抗碎强度为 71.9%，为高强度煤；其可磨性指数为 109128，平均为 120，按MT/T852-2000可磨性指数分级标准，3#煤层属极易磨煤。（7）煤的可选性经试验，假定浮煤灰分为 10.0%时，3#煤可选性属中等可选；假定浮煤灰分为 9.0%时，3#煤可选性属较难选中等可选。按照GB/T16417-1996国家标准，3#煤层可选性等级属中等可选。4）煤类的确定及煤类分布（1）煤类的确定煤层按中国煤炭分类GB5751-86标准，以浮煤干燥无灰基挥发份（Vdaf） 、粘结指数（GRI） 、胶质层最大厚度（Y）值，辅以奥阿膨胀度（b）和焦渣特征（CRC）确定煤类。152 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1 井田边界井田边界王庄矿井田边界如下：东部：上部沿中村、上葛家庄及西沟村以拐点 17、18、 27 的连线与石圪节井田分界，下部以拐点 1、2、 10 为界。西部：北以经线 409400 与常村井田分界，南以拐点 11、12、13、14 点连线为界。南部：以二岗山北断层为界。北部：以纬线 4031500 与漳村矿分界。本矿井在矿界北有漳村矿，东北为石圪节矿，西北为常村矿。表表 2 2- -1 1 井田边界拐点坐标井田边界拐点坐标拐点编号X 坐标Y 坐标与下一编号拐点距离（m）1402519338414708668.572402481038414160611.3134024200384141201402.464402283038414420897.0654022405384152102370.0464020500384138003195.3074017500384127002624.8884015800384107001990.609401495038412500901.38104014100384128003910.19114012100384094405952.6512401785038407900134.53134017940384078001845.641440188603840940012689.00154031549384094003317.18164031514384127172034.131740294803841274080.0018402948038412820140.0019402934038412820755.0016204029340384135751294.6821402815038414085325.9022402797238414358725.0423402724738414350250.0024402724538414600775.0425402647038414592300.01264026473384142921124.2127402534938414270464.95矿井开采的最大标高 1024.7m，最小标高 898.0m。矿井南北走向长度最长为 19.4km，最短为 7km，平均长度约为 15.4km；东西倾向最长约为 7.3km，最短约为 3.7km，平均长4.1km。矿井总面积约为 70.68km2。由于本矿井的煤层倾角为煤层倾角为 28，平均倾角为 5，属于缓倾斜煤层，除去井田内有三条较大的断层影响，煤层赋存基本稳定。2.2 矿井工业储量2.2.1 矿井工业储量的计算及储量等级的圈定矿井工业储量的计算及储量等级的圈定王庄矿总体范围较大，煤层较厚。可采煤层 3#平均厚度为 6.02m，井田内有三条较大断层，煤层倾角平均 =5，大部分标高位于+790+300m 之间。煤层平均容重 1.31t/m3。在 1：10000 的开拓图上 1mm2表示 100m2。根据相关资料，煤容重取 1.31 t /m3，煤层倾角平均 5，3#煤的计算厚度为 5.58m。工业储量的计算见下式(0-1)：100coscZSMr=(0-1)式中： Zc工业储量，万 t；S井田面积，70.68km2；M煤层平均计算厚度，5.58m；r煤的平均容重，1.35t/m3；煤层平均倾角，5；故工业储量为：100 70.68 5.58 1.31 cos551863cZt=万2.3 矿井可采储量计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失：1）工业广场保护煤柱；2）井田边界煤柱损失；3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4）建筑物、河流、铁路看等压煤损失；5）其它各种损失。18C采区采出率，厚煤层不小于 0.75；中厚煤层不小于 0.8；薄煤层不小于 0.85；地方小煤矿不小于 0.7。所以本矿井的可采储量为：()(51863 2369) 0.7537120cZZQCt=万图图 2 2- -1 1 工业广场保护煤柱工业广场保护煤柱本矿井为+500m 和+700m 二水平开拓，主采 3#煤层，平均倾角 5，为缓倾斜煤层，矿井的储量表见表 2-3。表表 2 2- -3 3矿井储量汇总表矿井储量汇总表煤层工业储量（A+B）/（A+B+C）永久煤柱损失矿井设计储量设计开采损失设计可采储量3#51863100%2369494941037437120A(q3)B(q2)D(k3)C(k3)mnm2n2mnm1n1m2n2qkabcdqq1kk1q2k2q3k3abcdIIII+715+625+435+350+265+265+350+435中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计193 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度本矿井年工作日为 330 天，采用“三八”工作制，即二班采煤，一班检修，每班工作8 小时。根据煤炭设计规范，矿井日净提升确定为 16 小时。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 矿井设计生产能力确定矿井设计生产能力确定依据依据煤炭工业矿井设计规范第 2.2.1 条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市） ，交通（铁路、公路、水运） ，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2 矿井设计生产能力矿井设计生产能力矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。王庄矿的实际情况：地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为缓倾斜煤层（平均倾角 5） ，两水平开拓，主采 3#煤层，平均厚度为 6.02m；瓦斯和水涌出量较小，采用综采放顶煤的开采方法。所以根据以上条件和王庄煤矿的最初设计，确定本矿井的年设计生产能力为 300 万 t。3.2.3 矿井的服务年限矿井的服务年限根据矿井实际的地层和煤层特征，本矿井主采 3#层煤，平均厚度 6.02m，平均倾角 5，赋存较稳定，为两水平开拓。水平服务年限的计算公式：ZTKA=(0-3)式中：T水平服务年限，a；Z可采储量，37120 万 t；A矿井设计年生产能力，300 万 t；中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计20K矿井备用系数，取 1.4。所以矿井的服务年限为：3712088.41.4 300ZTaKA=第一、二水平服务年限为：1 2371200.6355.61.4300Ta=、表表 3 3- -1 1 我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限第一水平设计服务年限煤层倾角矿井设计生产能力（Mt/a）矿井设计服务年限（a）456 及以上70353-560301.2-2.4502520150.45-0.940201510其中，60T ，1 230T、，满足煤炭工业矿井设计规范给出了井型和服务年限的对应要求。水平储量及服务年限见表 3-2表表 3 3- -2 2水平储量及服务年限水平储量及服务年限名称储量(万吨）服务年限（年）第一水平2410055.6第二水平13020 井型校核井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1）煤层开采能力井田内 3#煤层为主采煤层，煤厚 6.02m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角 210，平均 5，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计212）生产环节的能力校核设计的矿井为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。主井采用箕斗运输煤炭，工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机运达运输大巷，再由运输大巷胶带输送机运达井底，井底设置煤仓，经箕斗运输至地面，运输能力大，自动化程度高；副井采用罐笼运输人员和材料。运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。大巷辅助运输及顺槽辅助运输采用矿车，调度方便灵活。3）通风安全条件的校核本矿井属于低瓦斯矿井。煤尘具有一定爆炸性危险。水文地质条件简单，涌水量较小（平均 367m3/h） 。矿井采用分区对角式通风，辅助运输大巷进风，煤炭运输大巷回风，工作面采用后退式 U 型通风， 通过第九章的通风设计知可以满足通风需要。 井田内断层较少，只有一个较大的断层，对于开拓有一定的影响，但是，对于影响生产的小断层较少。所以，各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的年生产能力。4）矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。 煤炭工业矿井设计规范给出了井型和服务年限的对应要求。矿井可采储量 37120 万 t，矿井服务年限 88.4a，其中第一水平服务年限 55.6a，符合煤炭工业矿井设计规范的要求。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计224 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列井道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。本矿井开拓方式的确定，主要考虑到以下因素：1）主采煤层为缓倾斜煤层（平均倾角 5） ；2）表层土较薄，平均为 90m，风化不太严重；3）地势较为平坦，地面标高平均+1080m 左右，煤层埋藏较浅，距地面垂深在 200500m 之间，平均为 365m 左右；4）本矿井为低瓦斯矿井；5）矿井年设计生产能力为 300 万 t/a，为大型矿井。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量； 尤其是初期建设工程量， 节约基建投资，加快矿井建设；2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产；3）合理开发国家资源，减少煤炭损失；4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态；5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件；6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1 确定井筒形式确定井筒形式、数目数目、位置及坐标位置及坐标1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。（1）平硐开拓受地形及埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。（2）斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计23提升能力小；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。（3）立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。表表 4 4- -1 1 井筒形式比较井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1 运输环节和设备少、系统简单、费用低。2 工业设施简单。3 井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4 施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5 煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1 井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2 地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便。3 主提升胶带化有相当大提升能力。 能满足特大型矿井的提升需要。4 斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1 井筒长， 辅助提升能力小，提升深度有限。2 通风线路长、 阻力大、管线长度大。3 斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地 质 条 件 简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1 不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2 井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3 当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时， 井筒容易施工。4 井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1 井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2 井筒装备复杂， 掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。综上所述，王庄煤矿 3#煤层平均埋深 365m，且井田面积较大，因此适合本矿的开拓方式只有立井开拓。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计244.1.2 主主、副井井筒位置的选择副井井筒位置的选择根据下文开拓方案及其比较可知本矿井采用立井两水平开拓，主、副井井筒位置的选择见下：1）井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状比较对称，储量分布比较均匀，在井田中上部存在一条落差比较大横穿井田的南丰断层， 将井田天然地分为南北两翼， 故井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力较小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置立井开拓时，考虑到南丰断层横穿井田，初期应先采断层上盘的储量，所以井筒应沿倾向偏下部布置，立井井筒位于井田倾斜方向的中部略靠下部。3）尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。为了减少工业广场所压煤柱，使铁路煤柱和工业广场保护煤柱有一部分重合会减少保护煤柱的面积。所以工业广场可布置在铁路附近，并且可以保证在井田走向的中央。4）地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。4.1.3 风井位置风井位置的选择的选择本井田煤层赋存条件比较好， 属于缓倾斜煤层， 井田中的三条断层将井田分为三部分，各部分受条件限制采用带区和采区式开采。根据井田走向较长、面积较大，因此只有一个技术、经济上可行的通风方案：分区对角式通风。故在设计中采用中央并列式通风，设计布置 3 个风井考虑到主井副井可以满足矿井初期的通风要求，因此不必修建其他回风井。4.1.4 工业广场的位置工业广场的位置、形状和面积的确定形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：1）尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；3）尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；4）尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积 30hm2，定为 600m500m 的矩形。由于矿井表层土较薄，地势起伏不平，典型的黄士高原边缘低山丘陵地带，煤层埋较浅。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，确定采用立井开中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计25拓。设主立井和副立井各一个，主立井用来运输煤炭及回风，副立井用来运送人员、材料、设备及通风等。本矿井瓦斯涌出量小，根据井田边界形状，矿井采用全区带区式开采，由于井田面积大及煤层赋存情况，通过第九章的比较，采用中央并列式通风。4.2 开拓方案及其比较1）开拓方案根据地质勘探资料，本井田只有 3#煤层为可采煤层，煤层主要分布在800m+600m左右，埋深一般在 200500m 之间，倾角在 28之间，平均 5，为缓倾斜煤层。考虑到技术和经济的合理性，本设计采用两水平或三水平开拓都能满足要求。煤层平均厚度为 6.02m，且煤质较软，所以布置煤层大巷较困难，特别是以后的维护，且需要较大的保护煤柱，所以采用岩巷布置。本井田延深方案有两种：立井延深和暗斜井延深。这两种延深方案在经济和技术上都可行，故都可以采用。综上，提出以下四种在技术上可行的开拓方案：方案一：立井两水平直接延深；方案二：立井两水平加暗斜井延深；方案三：立井三水平直接延深；方案四：立井三水平加暗斜井延深。2）方案比较四种开拓方案的示意图如下图 4-1：II-II 面剖面图（a）方案方案 1（立井两水平直接延深立井两水平直接延深） ；） ；II-II 面剖面图（b）方案方案 2（立井两水平暗斜井延深立井两水平暗斜井延深） ；） ；中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计26I-I 面剖面图II-II 面剖面图（c）方案方案 3（立井三水平直接延深立井三水平直接延深） ；） ；I-I 面剖面图II-II 面剖面图（d）方案方案 4（立井三水平暗斜井延深立井三水平暗斜井延深） ；） ；图图 4 4- -1 1 技术上可行的四种开拓方案技术上可行的四种开拓方案这四种方案在技术上都是可行的，所以要进行经济比较才能确定其可行性，下面先进行粗略的经济比较，淘汰掉两个方案，然后进行详细的经济比较，确定最优方案。方案 1 和方案 2 的区别在于是对于井田南翼的大部分地区采用暗斜井延深还是直接延深立井。粗略的估算结果如表 4-2，方案 1 总费用比方案 2 高 1.42%。虽然方案 1 的提升、排水等生产环节少，人员上下方便，在方案 2 中暗斜井穿层布置，还要留设保护煤柱，但中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计27由于井田南翼的断层高差达 200 米以上，煤层位于+500 水平上方，如果采用直接延伸的方式，在井田面积较大的情况下需要开掘极长的石门，考虑这方面原因，故而选择方案 2。表表 4 4- -2 2方案方案 1 1 和方案和方案 2 2 粗略估算费用粗略估算费用方案方案方案 1方案方案 2基建费（万元）立井开凿井底车场石门开凿2580300010-4=348.0100090010-4=90.0265080010-4=212.0立井开凿主暗斜井开凿副暗斜井开凿上、下斜井车场2380300010-4=228.01393105010-4=146.271393115010-4=160.20（300+500）90010-4=72.0小计650小计606.47生产费（万元）立井提升石门运输立井排水1.2130200.580.85=7702.631.2130202.650.381=15774.7736724365600.152510-4=2941.65暗斜井提升立井提升排水（斜、立井）1.2130202.3040.393=14147.091.2130200.381.393=8270.41367243656010-4（0.063+0.127）=3665小计26419.05小计26082.50费用/万元27069.05费用/万元26688.97合计百分率101.42%百分率100%方案 3 和方案 4 和上述两种方案的对于南翼大部分面积的处理方式相同，唯一的区别在于南部断层的北翼大部分地区根据倾向的中线划分为两个水平， 对于+600 水平采用立井直接延深还是采用暗斜井延深。粗略估计计算结果如表 4-3，方案 3 的总费用比方案 4 高0.19%。从经济性的角度出发，应该决定采用方案 4。表表 4 4- -3 3 方案方案 3 3 和方案和方案 4 4 粗略估算费用粗略估算费用方案方案方案 3方案方案 4基建费（万元）立井开凿井底2580300010-4=348.0立井开凿2380300010-4=228.0中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计28车场石门开凿100090010-4=90.0（2650+2300）80010-4=396.0主暗斜井开凿副暗斜井开凿石门开凿上、下斜井车场（1393+2302）105010-4=387.75（1393+2302）115010-4=429.93（300+500）90010-4=72.0小计834小计1117.68生产费（万元）立井提升石门运输立井排水1.2130200.580.85=7702.631.2130202.650.381=15774.7736724365600.152510-4=2941.65暗斜井提升石门运输立井提升排水（斜、立井）1.2130202.3040.393=14147.091.2130200.381.393=8270.41367243656010-4（0.063+0.127）=3665小计26419.05小计26082.50费用/万元27253.05费用/万元27200.18合计百分率100.19%百分率100%对 2，4 方案有差别的建井工程量，基建费，生产经营费和经济比较结果如表 4-4、表4-7，并汇总于表 4-8。表表 4 4- -4 4 开拓方案开拓方案 2 2 和和 4 4 的建井工程量的建井工程量期间项目方案方案 2方案方案 4前期主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m主石门/m运输大巷/m380380100003000380380100023003000后期主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m主石门/m运输大巷/m11511510002300270001501502100021042000中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计29表表 4 4- -5 5 开拓方案开拓方案 2 2 和和 4 4 的生产经营工程量的生产经营工程量项目方案方案 2项目方案方案 4运输提升/万 tkm工程量运输提升/万 tkm工程量大巷及石门运输一水平二水平立井提升一水平二水平1.2130202.25=68296.51.2130203.05=89349.751.2130200.33=11600.821.2130200.48=16873.92大巷及石门运输一水平二水平三水平立井提升一水平二水平三水平1.2130202.52=50993.711.2130202.25=45530.11.2130202.85=57671.461.2130200.33=6677.751.2130200.405=8195.421.2130200.48=9713.09排水/万 m3一水平二水平367243656010-4=19289.52367243656010-4=19289.52排水/万 m3一水平二水平三水平367243654010-4=12859.68367243654010-4=12859.68367243654010-4=12859.68维护采区上山/万 ma1.2262230412.3810-4=82.15维护采区上山/万 ma1.226115210.710-4=17.751.2262230.47.5410-4=5表表 4 4- -6 6 开拓方案开拓方案 2 2 和和 4 4 的基建费的基建费方案方案 2方案方案 4项目工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元主井井筒3853000115.53503000105前期副井井筒37030001113353000100.5中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计30井底车场100090090100090090主石门080002300800184运输大巷30008002403000800240小计556.5719.5主井井筒115300034.515030004.5副井井筒115300034.515030004.5井底车场1000900902000900180主石门230080018421080016.8后期运输大巷270008002160420008003360小计10181632共计1574.52351.5表表 4 4- -7 7 开拓方案开拓方案 2 2 和和 4 4 的生产经营费用的生产经营费用方案方案 2方案方案 4项目工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元大巷及石门一水平二水平三水平68296.589349.750.3920.38126772.2334042.2550993.7145530.157671.460.3850.3920.38119632.5817847.821972.83小计60814.4859453.21立井一水平二水平三水平11600.8216873.921.320.8515313.0814342.836677.758195.429713.091.351.000.859014.968195.428256.13小计29655.9125466.51运提费合计90470.3984919.72排水工程量/万 m3单价/费用/万工程量/万 m3单价/费用/万中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计31元m-3元元m-3元费一水平二水平三水平19289.5219289.520.08390.15251618.392941.6512859.6812859.6812859.680.07320.11290.1525941.331451.861961.1小计4560.044354.29合计95030.4389274.01表表 4 4- -8 8 开拓方案开拓方案 2 2 和和 4 4 费用汇总费用汇总方案方案 2方案方案 4项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费基建工程费 （前期+后期）生产经营费556.51574.595030.43100100106.45719.52351.589274.01129.29149.35100总费用97161.43105.2292345.01100在上述经济比较中需说明的是：两方案的各采区均布置两条采区上山，且这些上山的开掘单位近似相同，考虑到全井田采区上山的总开掘长度相同，及两方案的采区上山总开掘费用近似相同，故未对比计算；另外，采区上部、中部和下部车场的数目在两方案中虽略有差别，但基建费的差别较小，故也未予计算。立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均按运输费用的 20%估算。井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及总回风巷等均布置在坚硬的岩层中，维护费用低于 5 元/ma，故未比较其维护费用的差别。采区上部、中部和下部车场的维护费用均按采区上山维护费用的 20%估算。采区上山的维护单位按受采动影响与未受采动影响的平均维护单位估算。本示例生产经营费单位和基建费单位出自 20 世纪 90 年代初同一来源。由对比结果可以看出，方案 2 和方案 4 的总费用近似相同，相差 5.22%。所以，还需进一步作综合评价优选。3）方案综合比较从前述技术经济比较结果来看：虽然方案 2 的生产费用比方案 4 高 6.45%，但其基建投资费用则明显低于方案 4，低 49.35%。由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多，所以可以认为方案 2 相对较优。从建井工期来看，虽然方案 2 初期需多掘主、副井筒各 35m，但是可以少掘 210m 的主石门。因此，方案 2 的建井工期仍大致与方案 4相同。从开采水平接续来看，方案 4 需延深两次，方案 2 仅需延深一次立井，对生产的影响少于方案 3。综上所述，可认为：方案 2 和方案 4 在技术和经济方面均不相上下，但方案 2 的基建投资较少，开拓延深对生产的影响略少一些。所以决定采用方案 2，即矿井采用立井两水中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计32平开拓暗斜井延伸；第一水平位于+700m，第二水平位于+500m。4.3 矿井基本巷道4.3.1 井筒井筒矿井前期共有三个井筒，为主井、副井。计划在后期再建设两个回风井。1）主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井 300 万 t/a 的煤炭提升任务。井筒中装备多绳16t 侧卸式箕斗两套带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径 6.5m，净断面积 33.18m2，支护厚度 450 mm，掘进断面 35.6m2；两侧刚性组合罐道；每天提升 16 小时。井筒断面布置如图 4-2。2）副井位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约 80 m，担负全矿的材料、人员、矸石的提升；兼做进风井。装备一对多绳 1 t 矿车双层四车窄罐笼和一个 1 t 矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径 7.2m，净断面积 40.71m2，支护厚度 500mm（表土段壁厚 1400 m） 。井筒断面布置如图 4-3。3）南、北回风井担负全矿后期的回风。井筒净直径为 4.5 m，净断面面积为 15.90 m2，表土层掘进断面积为 37.39 m2，基岩段掘进断面积 21.24 m2，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图 4-4。4.3.2 开拓巷道开拓巷道3#煤层平均厚度为 6.02m，底板起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度较低。 故矿井胶带大巷和轨道大巷均布置在岩层中， 两条大巷均布置在煤层底板中，距煤层 2030m，大巷水平间距 30m。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田中央，沿走向布置，坡度控制在 1%以内。设计运输石门和运输大巷为相同断面，辅助运输石门和辅助运输大巷为相同断面。主、辅运输大巷均为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷射厚度 120mm。运输大巷掘进宽度为 4440mm，高为 3820 mm，设计掘进断面 14.8 m2；辅助大巷掘进宽度为 5240 mm，高为 4170 mm，设计掘进断面 18.9 m2。辅助运输大巷和主运输大巷断面特征如图 4-5 和图 4-6。4.3.3 井底车场及硐室井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；生产中产出的矸石由矿车运输至井底车场，经副井提升至地面。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1 要求:中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计33井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：（1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。（2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。（3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。（4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用环形井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小，交叉点及弯道少。井底车场布置如图 4-7。2）空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按 1.5 倍列车长度考虑，一列矿车为 20 个车厢，采用1t 固定箱式矿车，型号为 MG1.1-6A，外形尺寸（长宽高） ：20008801150（mm） ，故取调车线长度为 70 m。3）调车方式左翼矸石列车驶至 AB 间，机车摘钩，经道岔 B，通过调车线，过道岔 A，到达列车尾部，顶推列车进入重车线。右翼调车线停放一备用机车，用于材料和设备的运输。4）硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径为 7.0m，有效装煤高度为 30m，经计算煤仓容量为 1200t；胶带输送机运输能力为 1600t/h，工作面最大生产能力为 798t/h。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的端部，矿井正常涌水量为367m3/h，最大涌水量按正常用水量的 1.25 倍计算为 458.75m3/h，所需水仓的容量为：30458.75 83670Qm= =根据水仓的布置要求，水仓的容量为:QSL=式中:Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，10m2;L水仓长度，690.61 m。则：Q =10690.61=6906.1m3由上面计算得知：0QQ，故设计水仓容量满足要求。水仓采用水仓清理机清理。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计34井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计352701582900158650045050185030018501550155018002400155021501550680680主井井筒断面布置图1：50图图 4 4- -2 2 主井井筒断面布置图主井井筒断面布置图表表 4 4- -9 9 主井井筒特征表主井井筒特征表井型3.0 Mt/a井筒直径6.5 m井深380 m提升容器两套 16 t 箕斗带平衡锤井断面积33.18 m2基岩段毛段面积44.18 m2表土段毛段面积44.18 m2井筒支护混凝土井壁厚 450 mm充填混凝土 50 mm中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计36270224012007200500190700700601396140362850：1副井井筒断面布置图17045190475010241024680图图 4 4- -3 3 副井井筒断面布置图副井井筒断面布置图表表 4 4- -9 9 副井井筒特征表副井井筒特征表井型3.0 Mt/a井筒直径7.2 m井深380 m提升容器一对 1 t 矿车双层四车窄罐笼一个 1 t 矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井断面积40.17 m2基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积78.54 m2井筒支护混凝土井壁厚 500 mm表土段井壁厚 10001400 mm中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计372706007207206050：1南风井井筒断面布置图35060020040065400331? 4500图图 4 4- -4 4 风井井筒断面布置图风井井筒断面布置图表表 4 4- -1010 风井井筒特征表风井井筒特征表井型3.0 Mt/a井筒直径4.5 m井深380m井断面积15.90 m2基岩段毛段面积21.24 m2表土段毛段面积37.39 m2中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计3814003500362021004200444020020012024013009003401800图图 4 4- -5 5 辅助运辅助运输大巷输大巷、石门断面布置图石门断面布置图420044401503500120377014002100300100120110038071010811501300图图 4 4- -6 6 主运输大巷主运输大巷、石门断面布置图石门断面布置图中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计392321534678910121315161718191120211-主井 2-副井 3-辅助运输大巷4-胶带大巷5-水仓 6-主排水泵房 7-管子道 8-中央变电所 9-清仓绞车硐室 10-信号硐室 11-等候室12-联络巷 13-通路 14-调度室 15-主井井底清理洞室 16-副井重车线 17-副井空车线 18-调车线 19-材料车线 20-医疗室 21-消防材料室和工具库 22-煤仓 23-箕斗转载机硐室 24-推车机硐室2214ABCD2024图图 4 4- -7 7 井底车场布置图井底车场布置图中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计405 准备方式带区巷道布置5.1 煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用东一带区为首采区，设计如下：5.1.1 带带区位置区位置一带区位于井田东部，埋深为 290365m，带区南侧为东三带区，北侧为断层保护煤柱，东侧为井田边界，西侧为西二带区。5.1.2 带带区煤层特征区煤层特征主采煤层为二叠系山西组地层中 3#煤层，为陆相湖泊型沉积，煤层赋存稳定，平均厚6.02m。全煤含夹矸 5 层，其中上分层含夹矸 2 层，下分层含夹矸 3 层，总厚度 0.40 米。煤层结构 0.22 (0.09) 0.26 (0.10) 3.84 (0.05) 0.39 (0.13) 0.65 (0.03) 0.22，可采指数 Km=1，变异系数为 8.42%。区内 3#煤平均密度为 1.35t/m3。煤岩类型以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤及丝炭条带。3#煤为中灰、低硫、低磷、特高热值、较高软化温度灰、具粘性、极易磨、高热稳定性中等易选的贫煤、贫瘦煤和瘦煤。其中贫煤可广泛用于电力、冶金、高炉喷吹、气化、化工、 建材等行业； 贫瘦煤、 瘦煤可作炼焦配煤。 煤种和煤质一览表及煤层特征表见表 5-1，煤的普式硬度见表 5-2。表表 5 5- -1 1 煤的工业用途综合评价煤的工业用途综合评价煤层指标项目Ad(%)St,d(%)Pd(%)Qgr,d(MJ/kg)ST()HGIS+6可选性工业用途数值14.630.290.04232.19141712071.93分级中灰煤低硫煤低磷分煤特高热值煤较高软化温度灰极易磨煤高热稳定中等可选优质动力用煤，炼焦配煤等。表表 5 5- -2 2 普氏硬度表普氏硬度表5.1.3 煤层顶底板煤层顶底板3#煤层顶底板的岩性特征见表 5-3。名称煤层夹矸直接顶直接底普氏硬度（f）13233838中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计415.1.4 水文地质水文地质该带区的主要充水因素为 3 号煤层上部的 7、8、9 号砂岩含水层，分三个类型：3#煤底部灰岩裂隙、溶洞式含水层； 3#煤顶部砂岩裂隙、孔隙式含水层； 第四系风化壳孔隙式含水层。表表 5 5- -3 3 围岩及其特征围岩及其特征预计工作面回采至 3040 米时，老顶第一次垮落，顶板砂岩含水层水涌入工作面，正常涌水量为 3040 米3/小时，最大涌水量为 60 米3/小时。回采前应首先完善放水巷的排水设施，并在风运两巷及工作面低凹处安装排水设施，及时排出积水，使其不影响生产。5.1.5 地质构造地质构造带区内地质构造简单，煤层整体呈东高西低的单斜构造，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，煤层倾角 38，平均 5，总体呈近水平。经初步勘探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。5.1.6 煤层瓦斯煤层瓦斯本煤层瓦斯绝对涌出量为 1.305.53m3/min，相对涌出量为 0.220.95m3/t，瓦斯涌出量较小。5.1.7 煤尘和自燃煤尘和自燃王庄煤矿煤类为焦煤，瘦煤和贫煤。煤的脆性较大，在机械化采煤程度高的今天，采煤作业过程中容易形成大量的煤尘。有对 3#煤层的取样试验，反向火焰长度为 550mm，一般为 10mm 左右；爆炸指数为 17.6321.45%，一般为 1819%，属于危险型矿井。3#煤层的自燃倾向性等级鉴定结果表明属于不自燃发火煤层。序号顶底板名称岩石名称厚度(m)岩石描述1老顶细砂岩1.628.775.20灰白色，细粒、厚层块状，成份石英、长石2直接顶泥岩1.5113.437.47黑色、致密、 含大量植物化石。3煤层3#煤层5.037.106.02含夹矸 5 层，煤岩类型以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤及丝炭条带4直接底泥岩4.23黑色、致密、 含大量植物化石。5老底中砂岩2.2011.126.66灰色，石英长石为主，钙质胶结。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计425.1.8 地表情况地表情况带区对应地面有零星坐落的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施，无大的地表水系和水体。5.2 带区巷道布置及生产系统5.2.1 带带区准备方式的确定区准备方式的确定带区准备方式优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故可使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利；4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少；4）对某些地质条件的适应性较强；5）技术经济效果显著。国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、劳动生产率高和吨煤成本低。由于煤质较软，本设计矿井胶带运输大巷和辅助轨道大巷均布置在煤层底板稳定岩层中，辅助运输采用架线电机车牵引采用 1t 固定式矿车，服务于各个分带的带区运料平巷和运煤平巷布置在煤层中，与分带的运料斜巷和回风斜巷平面相交。带区准备方式存在的问题：1）长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难；2）现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产的要求；3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一问题更加突出；4）有时存在着污风下行的问题。上述问题采取措施后可以逐步得到克服。5.2.2 带带区巷道布置区巷道布置针对首采带区，其参数设计如下：1）带区煤柱由于分带工作面较长，考虑通风、排水及掘进施工工艺的需要，本矿井高产高效综放工作面运输斜巷和运料斜巷采用双巷布置方式。两条斜巷之间留设 10m 煤柱，斜巷间布置联络巷，间距为 200m。并且每隔 1000m 设置一个风门以满足避灾路线的要求。2）区段要素首采区位于井田东部，大巷的东侧，走向长度 3.011.97km，倾向长度 2.4km，平均厚4.02 m，煤层赋存稳定，开采技术条件好。根据理论计算和实践统计得知，综采放顶煤工中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计43作面长度在 160200m 之间吨煤生产成本最低，故工作面长度取为 195m，因此首带区共布置 15 工作面。两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为 4.5 m，高为 3.2 m；回风斜巷宽 4 m，高 3.2m；分带宽 B 为：1954.54 10213.5Bm=+ +=3）开采顺序首采带区为东一带区，然后依次开采东三带区、北三带区、北一带区、西二带区、西四带区，此后进入二水平开采。首采工作面为 3101 工作面，工作面按顺序依次由近及远回采。4）带区通风带区内各工作面采用 U 型后退式（面向大巷）通风，风流系统简单，漏风小。生产时新鲜风流从运料进风斜巷进入工作面，污风经煤炭运输斜巷进入带区运煤平巷，再进入煤炭运输大巷，经主井排出地面。5）带区运输带区内分带运输斜巷铺设胶带输送机，运输煤炭到带区运煤平巷，经过带区煤仓，用大巷胶带运输机集中到井底煤仓， 由主井箕斗提升至地面； 带区内辅助运输采用矿车运输，材料车从井底车场出来，经轨道运输大巷至带区运料平巷，再通过带区车场到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。5.2.3 带带区生产系统区生产系统带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：1）运煤系统煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机运输斜巷胶带输送机带区运煤平巷胶带输送机带区煤仓运输石门胶带输送机2）辅助运输系统运料系统为：副井井底车场轨道石门材料车场进风运料平巷带区运料平巷进风运料石门分带运料斜巷工作面3）通风系统风流线路为：副井井底车场轨道石门进风运料平巷带区运料平巷进风运料石门分带运料斜巷工作面分带运输斜巷带区运输平巷运输大巷主井4）排矸系统矿井投产后，工作面基本不产生矸石；胶带运输大巷和轨道大巷在煤层底板岩层中掘进，产生大量矸石，前期用于地面铺填，后期一方面用于采空区和废旧巷道充填，余下的矸石通过矿车运至副井井底车场，再经副井提升至地面。运矸系统为：工作面分带运料斜巷进风运料石门带区运料平巷进风运料平巷材料车场轨道大巷井底车场副井5）供电系统供电：地面变电站副井中央变电所轨道运输大巷分带运输斜巷工作面6）排水系统在工作面运料斜巷敷设一趟 6 寸管路，在运料斜巷低洼处建一水窝，水由工作面排到中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计44水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台 55KW 水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面工作面运料斜巷进风运料石门带区运料平巷进风运料平巷材料车场轨道大巷副井井底水仓地面5.2.4 带带区内巷道掘进方法区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿顶板掘进，主要采用部分断面掘进机掘进，锚杆及时支护相配合；部分巷道采用炮掘快速掘进技术，主要通过实现炮掘工艺中掘、支、运三大工序的爆破深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单进水平和劳动效率，改善安全环境和工程质量，降低巷道成本的实用技术。主要包括：中深孔爆破、锚杆成套支护等。无极绳绞车完成材料、设备的运送、搬移工作。锚杆钻机配合锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持煤电钻来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风采用全风压与局部通风结合的快速掘进通风技术，通过每隔 200m 封闭或未封闭的联络巷，可以形成一巷进风、另一巷回风的全风压通风系统，每个掘进工作面配备二台 FD-型 255KW 局扇，通风方式为压入式。局部通风机安设于全风压风流进风巷中，随联络巷的密闭跟进而前移，最大程度地缩短局部通风的距离，以适应大断面、长距离掘进的风量、风速要求。该通风技术对掘进两巷间的联络巷密闭要求较高，既要求设施跟进及时，保证全风压通风系统的形成与稳定，又要求设施具有较高的施工质量，减少联络巷密闭的漏风，避免出现局部通风机供风不足而导致循环风现象。该通风技术的采用，保证了巷道掘进工作的安全、高速、顺利进行，能够满足生产的正常接续，为矿井高产高效生产提供了有力保障。由于该技术以全风压通风系统为核心，局部通风为辅助，因此掘进通风不受长距离的限制，同时加快了掘进工作面的掘进速度，减缓了矿井的采掘衔接的紧张局面，减少了掘进设备和人员，将会大大提高了矿井的经济效益。5.2.5 带带区生产能力及采出率区生产能力及采出率1）带区生产能力由于 6.02m 综采放顶煤工作面产量中等，布置一个工作面即可满足矿井产量要求。（1）工作面的采煤机生产能力，按下式(0-4)计算：401033010AHLan C= (0-4)式中：0A工作面采煤机生产能力，万 t/a；1H采煤机割煤高度，m；煤层容重，tm3；L工作面长度，m；a采煤机截深，m；n工作面昼夜进刀次数，取 8 次；0C工作面割煤回采率，取 0.95。已知1H=3.0m，=1.35t/m3，L=195m，a=0.8m，n=8，0C =0.95， 将各值代入公式(0-4)，可得：40330 3.0 1.35 195 0.8 8 0.95 10158.5At= =万中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计45（2）工作面年放煤量，按下式(0-5)计算：6121133010AHLbnC= (0-5)式中：1A工作面年放煤量，万 t/a；2H顶煤高度，m；煤层容重，t/m3；L工作面长度，m；b放煤步距，m；1n工作面昼夜放煤次数，取 8 次；1C工作面放顶煤回采率，取 0.75。已知1H=3.02m，=1.35t/m3，L=195 m，b=0.8 m，1n=8，1C=0.75，将各值代入公式(0-5)，可得：41330 3.02 1.35 195 0.8 8 0.75 10125.9At= =万因为有两个工作面同时生产，因此在计算年产量时要考虑此因素。综上，工作面年产量201158.5 125.9284.4AAAt=+=+=万（3）带区生产能力按下式(0-6)计算：122AK K A=(0-6)式中：A带区生产能力，Mt/a； K1工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取 1；K2带区内掘进出煤系数，取 1.1；A2工作面生产能力，201 万 t/a。把数据带入公式(0-6)得：1 1.1 284.4312.8At a= =万矿井设计井型为 300 万 t/a，带区生产能力为 312.8 万 t/a，所以完全能够满足矿井的产量要求。2）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际工业储量。带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量100%（1）工作面采出率计算工作面采出率工作面实际采储量100/工作面动用工业储量312.8/（158.9/0.95+125.9/0.75）=93.3%（2）带区采出率计算带区工业储量SMR=563.971046.021.3510-4=4593.4 万 t煤柱损失10(24349+2066+1468+908+386)6.021.3510-4=217.3 万 t工作面采煤损失(1-93.3)19520566.021.35910-4193.5 万 t三角煤损失(50221+58437*3+33219)6.021.35209.5 万 t带区采出率(4593.4217.3193.5209.5) /4593.410086.5根据煤炭工业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于 0.75，中厚煤层中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计46不低于 0.8， 薄煤层不低于 0.85。 设计首采带区采出率为 86.5%， 符合 煤炭工业设计规范规定。5.3 带区车场选型设计5.3.1 带区下部车场带区下部车场带区煤层倾角小，平均 5，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约 25m 处，大巷采用由架线式机车牵引 1t 固定式矿车运输，因此，带区运料平巷与轨道大巷连接处需设立车场。如图 5-1 带区下部车场。图图 5 5- -1 1 带区下部车场带区下部车场1-运输石门 2-轨道石门 3-带区运煤平巷 4-带区运料平巷 5-井底车场 6-进风运料平巷7-绞车房 8-绞车房回风巷 9-带区煤仓 10-行人回风斜巷5.3.2 带区煤仓带区煤仓在带区运煤平巷和运输大巷之间设置带区煤仓。从目前情况来看，煤仓以圆形断面居多，直径一般取 26 m，以 46 m 为佳，因为煤仓过高，容易使煤压实而起拱，引起堵塞，一般不宜超过 30m，以 25 m 左右为好，但由于本带区生产能力比较大，尺寸为圆形断面直径 6m，煤仓高 25 m，净断面煤仓利用率=H/D=25/6=4.23.5。即煤仓选型合理。5.3.3 带区变电带区变电所所井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所，在带区工作面设有移动变电站。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计476 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1 带带区区煤层特征及地质条件煤层特征及地质条件带区所采煤层为 3#煤层，平均厚度 6.02 米，煤层倾角 38，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。带区内无断层影响。煤质普氏硬度为 13，煤的容重为 1.35t/m3。3#煤层顶底板的岩性特征见表 6-1。表表 6 6- -1 1 围岩及其特征围岩及其特征带区内煤层瓦斯绝对涌出量为 1.305.53m3/min，相对涌出量为 0.220.95m3/t，瓦斯涌出量较小。爆炸指数为 17.6321.45%，一般为 1819%，属于危险型矿井。3#煤层的自燃倾向性等级鉴定结果表明属于不自燃发火煤层。该带区的主要充水因素为 3 号煤层上部的 7、8、9 号砂岩含水层，分三个类型：3#煤底部灰岩裂隙、溶洞式含水层； 3#煤顶部砂岩裂隙、孔隙式含水层； 第四系风化壳孔隙式含水层。预计工作面回采至 3040 米时，老顶第一次垮落，顶板砂岩含水层水涌入工作面，正常涌水量为 3040 米3/小时，最大涌水量为 60 米3/小时。回采前应首先完善放水巷的排水设施，并在风运两巷及工作面低凹处安装排水设施，及时排出积水，使其不影响生产。6.1.2 确定采煤工艺方式确定采煤工艺方式采煤方法的选择，应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定。需遵循以下原则：1）煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；2）安全劳动条件好；3）尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；序号顶底板名称岩石名称厚度(m)岩石描述1老顶细砂岩1.628.775.20灰白色，细粒、厚层块状，成份石英、长石2直接顶泥岩1.5113.437.47黑色、致密、 含大量植物化石。3煤层3#煤层5.037.106.02含夹矸 5 层，煤岩类型以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤及丝炭条带4直接底泥岩4.23黑色、致密、 含大量植物化石。5老底中砂岩2.2011.126.66灰色，石英长石为主，钙质胶结。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计484）材料消耗少，生产成本低；5）便于生产管理。结合以上原则，根据带区地质条件与煤层特征，提出三种采煤工艺：分层综采工艺、综采放顶煤工艺和一次采全高回采工艺。下面进行比较：1）分层综采工艺分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为 2.03.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到 93%97%以上。但巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2）放顶煤工艺放顶煤工艺有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性。但是放顶煤工艺煤损大，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大， “一通三防”难度大。3）一次采全高工艺工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。但煤炭损失较大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一。比较上述三种采煤工艺的特点， 分层开采综合经济效益差， 不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理。结合矿井实际条件，煤层无自然发火倾向，但煤的硬度较小，煤层厚度较大，若一次采全高工艺，工作面易出现偏帮和冒顶，影响工作面的安全生产，且采出率无法得到保证，故确定工作面采用放顶煤回采工艺，后退式自然跨落法采煤。6.1.3 回采工作面回采工作面参数的确定参数的确定工作面沿煤层走向布置，沿煤层倾向推进，选择后退式回采，有利于回采巷道维护和通风。工作面推进长度为 3862424m，其中首采工作面推进长度为 2424m。1)工作面长度的确定综合机械化采煤工作面长度一般为 150220 m，每个工作面长度尽可能保持一致，综合以上几个因素最终确定工作面长度为 195m。以首采带区为例，带区走向长度 3010m，布置 15 个工作面，每个工作面顺槽在双巷掘进时留 10m 的保护煤柱。2）工作面顺槽参数根据准备部分巷道掘进机及其配套设备的尺寸，确定两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为 4.5 m，高为 3.2 m；回风斜巷宽 4 m，高 3.2m；并且每隔 200m 两条顺槽要掘一条宽为 5.5m，高为 4m 的联络巷。3）顺槽间煤柱中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计49除首采分带运输斜巷和末采分带辅运斜巷外，其他工作面顺槽都采用双巷掘进，相邻两顺槽间留设 10m 煤柱。工作面配套设备见表 6-2。表表 6 6- -2 2 工作面配套设备工作面配套设备采 煤 机液压支架前后刮板输送机MGTY-250/600ZZP-4800/17/33FSGZ-764/6306.1.4 回采工作面破煤回采工作面破煤、装煤方式装煤方式工作面由采煤机完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由刮板输送机上的铲煤板来装入溜槽；放顶煤借助地压破煤，煤体靠自重落装入后刮板输送机运出。结合矿上实际使用情况，工作面考虑选用国产设备配套，具体“三机”设备情况见表 6-2、6-3 和 6-4。工作面采煤机采用双向割煤往返一次进两刀，即采煤机上行（下行）割煤。采煤机割三角煤端部斜切进刀方式，进刀工艺过程如图 6-1 所示。进刀过程如下：（1）当采煤机割煤至工作面端头时，采煤机前滚筒下降，后滚筒上升，机后推移刮板输送机至距采煤机 20 m 处，如图 6-1（a）（2）采煤机沿刮板输送机弯曲段反向切入煤壁，直至两个滚筒截深达到 0.80 m，此时采煤机已位于刮板输送机直线段上。然后将输送机机头及弯曲段移直，如图 6-1（b） ；（3）再调换两个滚筒上下位置，沿顶板割三角煤至输送机机头处，如 6-1（c） ；（4）采煤机进刀完毕，反程正常割煤，如图 6-1（d） 。图图 6 6- -1 1 采煤机端部斜切进刀示意图采煤机端部斜切进刀示意图各生产工艺过程注意事项：中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计501）割煤：每次进刀量不可过大，控制在 0.4 m 之内。否则，会使输送机过度弯曲，造成采煤机运行困难，严重时会损坏采煤机滑靴。2）移架：工作面的液压支架要及时移动，滞后采煤机后滚筒割煤不能大于三架的距离，避免煤壁片帮伤人。3）推溜：推溜滞后移架 15m，前溜靠支架的顶推，后溜则靠支架的拉拽移动。6.1.5 循环工艺循环工艺采煤机在机头(尾)开缺口斜切进刀割煤移架推前溜放顶煤拉后溜。循环进度 0.8m。采放比为 1：1.01，放煤循环步距为 0.8m，放煤采用单轮间隔均匀放煤，由两人操作同时进行，其中一人操作单数支架（5、7、9）放煤，另一人操作双数支架（6、8、10） 。两人间隔 24 架距离。表表 6 6- -3 3采煤机技术特征表采煤机技术特征表项目单位数目型号MGTY250/6001.1D采高m1.63.0截深m0.800滚筒直径m1.6牵引方式电牵引牵引速度m/min0711.6牵引功率kW580350机面高度m1.24供电电压V1140最大尺寸/重量m/t3.11/4.8表表 6 6- -4 4 刮板输送机技术特征刮板输送机技术特征项目单位数目型号SGZ-764/630生产能力t/h1000设计长度m200电压等级V1140总装机功率kW2315链速m/s1.03中部槽尺寸mm1500724290刮板链形式中双链6.1.6 回采工回采工作面支护方式作面支护方式1）支架选型及布置中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计51回采工作面支护采用液压支架支护， 根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、 采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用北京煤机厂生产的四柱支撑掩护支架及其相配套的端头支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架 3 架，中间架 129 架，端尾架 3 架，共计 135 架。支架技术特征见表 6-5。表表 6 6- -5 5 支架支架主要主要技术特征技术特征项目单位数目型号ZZP4800/17/33F型式四柱支撑掩护式支撑高度m1.703.30支护宽度m1.421.68中心距m1.50支架长度m5.3初撑力kN3958工作阻力kN4800支护强度MPa0.65泵站压力MPa31.5支架重量t21.5支护面积m27.02底板比压MPa1.982）支架支护强度的验算结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的 8 倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式(0-7)计算：8FHR gS= (0-7)式中：H工作面采高，3.0m；R上覆岩层密度，2.05103kg/m3；F计算工作阻力，kN；S支护面积，m2；则：38 3.0 2.05 109.8 7.023385FKN= =根据支架说明书提供的支架工作阻力为 4800KN， 大于 8 倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由 BRW-250/31.5 型乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为 31.5MPa。3）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。4）移架及推溜方式该液压支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式。根据本煤层地质条件，底板平整，起伏不大，及为减轻工人劳动强度，移架采用邻架自动顺序移架，每次移一架；推溜采用双向成组推溜，每组设置为 12 架。移架滞后底滚中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计52筒 35 架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机移架（滞后上滚筒 35 架） ，以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时移超前架并打出护帮板。6.1.7 端头支护及超前支护方式端头支护及超前支护方式1）端头支护根据王庄煤矿的地质条件及开采状况， 选用天地公司研制的 XZ7000/24/45 端头液压支架。该支架的主要技术参数见表 6-5。辅运顺槽及运输顺槽分别布置三架端头支架。表表 6 6- -5 5端头端头支架支架主要主要技术特征技术特征项目单位数目型号XZ7000/24/45型式四柱支撑掩护式支撑高度m2.44.5中心距m1.5初撑力kN5665工作阻力kN7000支护强度MPa0.820.96泵站压力MPa23支架重量t42支护面积m28.51支架最大长度m5.842）机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打 10m，柱距 0.8m，帮要背实；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离小于 1m 时，打两根切顶柱，单体柱均匀布置；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离大于 1m 时，打密集柱切顶，柱距 200mm，并且迎山有力。3）工作面采用 FLZ3820110Q 型单体液压支柱加长钢梁进行超前支护。（1)辅助进风斜巷的超前支护从煤壁线向外 20m 超前支护，为三排支设，离顺槽内帮 0.2m 打 20m 一排单体柱，柱距 0.8m；另一侧距外邦 0.2m 打 20m 一排单体柱，柱距 0.8m，在长钢梁中间位置打 20m一排单体柱。（2)胶带运输斜巷的超前支护从煤壁线向外 20m 超前支护，支护方式和辅助进风斜巷相同。（3)机尾上隅角通风需要，在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过 3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。（4)当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为 0.8m 的戴帽点柱（用单体柱） 。4）超前支护管理（1) 超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计53活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用 10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。（2) 超前支护处满足高不低于 1.8m,宽不低于 0.7m 的安全出口和运送物料通道。（3) 当采煤机行至工作面两头距巷道 15m 以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在移端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。（4)在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于 2.0m 处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面 50m 回收，备品备件码放必须距工作面 70m 以外。6.1.8 各工艺过程注意事项各工艺过程注意事项1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过 1m，最突出部分不超过 150mm；长度在 1m 以下，最突出部分不超过 200mm） 。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50mm。机头、机尾各 20m 要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2）移架质量标准移架质量标准：支架移动后必须成一直线，其偏差不得超过50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角小于 7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的 2/3） ，支架不挤不咬，架间空隙不大于 200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在 300mm 以下；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。3）推溜要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.800m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于 15m 进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。4）清煤质量标准工作面没有超过 100mm 的煤块。清煤工必须滞后移溜 10 个架，距采煤机大于 50m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5）对工作面端头支护的管理工作面机头采用 3 台端头支架（ZT5600/19/33） ，机尾采用 3 台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护 20m 段是压力集中区，特制订以下管理措施。(1) 端头支架必须达到初撑力。(2) 端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。(3) 当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头高，抬板梁时必须用双手拖住板梁中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计54下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、 漏液柱、 上吊柱， 一旦发现要立即更换。 在机头架棚时必须闭锁三机 （两个以上有效闭锁键）并派专人看管。6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于 8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7）提高块率、保证煤质的措施(1) 在各转载点落煤处加设缓冲装置；(2) 在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在 5m/min 左右；(3) 破碎机锤头高度保持在 150200mm 之间；(4) 机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶；(5) 停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施；(6) 在顺槽皮带机头处加设除铁器；(7) 各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮 、木料)进入运煤系统。8）顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前移架时必须超前移架，且工作面所有支架移架后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面 20m 加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.9 回采工作面正规循环作业回采工作面正规循环作业1）劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织移架、移溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为放顶煤采煤工艺，设计采高为 3.0m，放煤高度为 3.02m，工作面沿底板推进，机头、机尾各 20m 随巷道底板平缓过渡。循环进度 0.80m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（一个班检修，两个班生产） ，均执行现场交接班制，每班有效工时为八个小时。循环方式为每生产班进 4 个循环，日进 8 个循环。24 小时正规循环作业图表，见工作面层面图。劳动组织配备表见表 6-6。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计55表表 6 6- -6 6 劳动组织配备表劳动组织配备表班次工种定员生产一班生产二班检修班小计班组长2226机组司机3339刮板机司机1135转载机司机1113破碎机司机1124皮带司机1135泵站司机1124支架工3339端头工336端尾工336电气工1135两巷运输工44两巷维护工44看电缆112看工具1113送干粮1113机电大班工44防尘工112队干1113质量验收员1113清煤工3328打炭工112放煤工112其他22合计3133401042）技术经济指标循环产量按公式(0-8)、(0-9)、(0-10)计算：111QHLa C= (0-8)222QHL b C= (0-9)12QQQ=+(0-10)式中：Q1割一刀煤产量，t；Q2放一刀煤产量，t；Q循环产量，t；L工作面长度，m；中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计56煤的容重，1.35tm3；a割煤循环进度，0.80m；b放煤循环进度，0.80m；H1工作面割煤高度，3.0m；H2工作面放煤高度，3.02m；C1工作面采煤回采率，93；C2工作面放煤回采率，75。则：13.0 1.35 195 0.80 0.93587.6Qt=23.02 1.35 195 0.80 0.75477.0Qt=循环产量：12587.6477.01064.6QQQt=+=+=日产量=Q日循环数=1064.68=8516.8t3）工作面吨煤成本回采工作面吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接应用于工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。（1）材料费（C3）材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其他材料费用，综采面材料费（C3）一般为 5 元/吨（见采煤工作面分册 ） 。（2）工资费（C2）吨煤用工=104/8516.8=0.012（工/t）工作面工人平均日工资按 200 元/天计算，则吨煤工资成本为：吨煤工资成本=日工资吨煤用工=2000.012=2.4（元/工）（3）工作面设备折旧费（C1）330+=原价格残值清理费机电设备基本折旧吨煤成本服务年限产量式中实际计算中取值分别为：设备残余值按原始价格的 5%计算；清理费按原始价格的 3%计算；服务年限取 10 年；产量按前面计算的 8516.8t/天计算。各种设备的年折旧费见表 6-7。表表 6 6- -7 7 机电设备折旧表机电设备折旧表设备名称型号数目折旧费/元液压支架ZZP4800/17/33F1290.743端头支架XZ7000/24/4560.069采 煤 机MGTY-250/60010.208前后刮板机SGZ-764/63010.060顺槽转载机SZZ-830/20010.017中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计57破 碎 机LPS-150010.051顺槽皮带机SSJ-1000/320010.155乳化液泵站BRW-250/31.510.005隔爆移动变点站KSGZY500/610.111采煤机喷雾泵站XPB250/5510.001单体液压支柱FLZ3820110Q1500.005合计1.424（4）电费（C4）吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=电机容量总和循环开动小时负荷系数/循环产量其中电机总容量取 3000kW，循环开动小时数取 2 小时代入得：吨煤动力用电消耗=300021.50.9/1064.6=7.608（kWh）吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率循环照明小时数/循环产量式中：照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电，取 750KW，代入得：吨煤照明用电消耗=7502/1064.6=1.409（kWh）吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗）式中，单价取 1.0 元/kWh，则：吨煤电力费=1.0（7.6081.409）=9.017（元/t）工作面吨煤成本（C）=设备折旧费（C1）工资费（C2）材料消耗费（C3）电费（C4）=1.4242.459.017=17.841（元/t）（5）工作面效率8516.881.89104t=工作面日产量工作面效率工人数（6）主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表 6-8。表表 6 6- -8 8工作面主要技术经济指标工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量1工作面长度m1952采 高m3.03放煤高度m3.023煤的容重t/m31.354循环进度m0.85循环产量t1064.66日循环数个8中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计587日产量t8516.88回采工效t/工81.899坑木消耗m3/万 t610回采率%93.311吨煤成本元/t17.8416.2 回采巷道布置6.2.1 回采巷道布置方式回采巷道布置方式工作面回采巷道采用双巷沿煤层顶板掘进， 布置方式为一进一回， 一条辅助运输顺槽，一条煤炭运输顺槽。新鲜风流从辅助运输顺槽进入工作面，污风从煤炭运输顺槽排出工作面。 采用掘进机割煤， 锚杆机进行支护的机械化掘进方式。 两条顺槽之间留 10m 宽的煤柱，煤柱中每隔 200m 掘联络巷。6.2.2 回采巷道回采巷道支护支护参数参数1）回采巷道断面参数2根据掘进机及其配套设备的尺寸，确定运煤顺槽断面宽 4.5m，高 3.2m，断面面积为14.4m2；辅运顺槽宽 4.0m，高 3.2m，断面面积为 12.8m2。联络巷宽 5.0m，高 4m，断面面积为 20m2。2）回采巷道支护根据矿井的实际情况，两顺槽支护特征相同，采用树脂加长锚固锚杆和金属网联合支护，并进行锚索补强。支护方式如下：（1）顶板支护锚杆形式、规格及锚固方式：杆体为 22#左旋无纵筋螺纹钢，长度 2.4m，杆尾螺纹M24，树脂加长锚固，一支规格为 K2335，另一支规格为 Z2360，钻孔直径为30mm，锚固长度为 1400mm。钢筋托梁规格：采用16mm 的钢筋焊接而成，宽度 80mm，长度 4.8m。托板：采用拱型高强度托盘。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成 20角，其它垂直顶板。网片规格：采用金属网护顶，网孔规格 5050mm，网片规格 5.41.1m。锚杆布置：运输顺槽锚杆排距 0.9m，每排 6 根锚杆，间距 0.9m；回风顺槽锚杆排距0.9m，每排 5 根锚杆，间距 0.9m锚索形式与规格：锚索材料为15.24mm，17 股高强度低松驰预应力钢绞线，长度6.3m，树脂加长锚固，采用一支 K2335 和两支 Z2360 树脂药卷锚固，钻孔直径28mm，锚固长度 1500mm。锚索布置：每 1.8m 打一根单体锚索，锚索安装在顶板正中，锚索托板为 30030010mm 钢板。（2）巷帮支护锚杆形式、规格及锚固方式：杆体为 20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度 2.0m，杆尾螺纹为 M22，树脂加长锚固，采用一支锚固剂，规格为 Z2360，钻孔直径28mm，锚固长度中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计59为 820mm。网片规格：采用经纬金属网护帮，规格为 3.21.1mm。钢筋托梁规格：采用14mm 的钢筋焊接而成宽度 80mm，长度 3.0m。托板：采用拱型高强度托盘。锚杆布置：锚杆排距 0.9m，每排 4 根锚杆，间距 0.9m。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平方向成+10，其余锚杆成水平布置。煤炭运输顺槽和辅助运输顺槽的巷道断面支护图如图 6-3、6-4 所示。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计60图图 6 6- -3 3运输顺槽巷道断面图运输顺槽巷道断面图图图 6 6- -4 4 辅助运输顺槽巷道断面图辅助运输顺槽巷道断面图中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计617 井下运输7.1 概述7.1.1 矿井设计生产能力及工作制度矿井设计生产能力及工作制度王庄矿井煤层埋藏浅，储量丰富，煤质优，厚度大，煤层生产能力大，设计井型为 300万 t/a。矿井工作制度为“三八”制，二班生产，一班检修，每天净提升时间为 16 小时，矿井设计年工作日 330 天。7.1.2 煤层及煤质煤层及煤质带区内地质构造简单，煤层整体呈东高西低的单斜构造，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，煤层倾角 38，平均 5，总体呈近水平。本煤层瓦斯绝对涌出量为 1.305.53m3/min，相对涌出量为 0.220.95m3/t，瓦斯涌出量较小。王庄煤矿煤类为焦煤，瘦煤和贫煤。煤的脆性较大，在机械化采煤程度高的今天，采煤作业过程中容易形成大量的煤尘。对 3#煤层的取样试验，反向火焰长度为 550mm，一般为 10mm 左右；爆炸指数为 17.6321.45%，一般为 1819%，属于危险型矿井。3#煤层的自燃倾向性等级鉴定结果表明属于不自燃发火煤层。煤的容重 1.35t/m3，矸石容重为1.90t/m3。7.1.3 运输距离和货载量运输距离和货载量煤炭运输顺槽到带区煤炭运输平巷平均运距为 2430m；从带区运煤平巷到大巷平均运距为 580m，最大运距 1175m；从带区下部煤仓到大巷井底运距为 2370m。带区内布置一个综采放顶煤工作面，设计日产量 8516.8t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。井下运输设计是对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作统筹安排，运输方式与设备的选型，应根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况、采煤方法等因素确定。7.1.4 井下运输系统井下运输系统矿井井下运输方式多样，根据矿井具体情况选用。运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、运矸系统等。1）运输方式（1）运煤本设计矿井属于大型矿井，需要一定的井下运输能力；矿车运输效率低，运输环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带运输能实现连续运输，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带运输机运煤。（2）辅助运输回采工作面为大功率采煤机进行综采放顶煤开采，工作面斜巷主要采用锚网索和钢带组合支护， 其辅助运输量主要体现在有关消耗材料的定期运输。 结合其他矿井的成功经验，设计采用矿车运输支架和等大件设备和材料，实现工作面连续高效运输。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计62巷道掘进采用部分断面掘进机掘进，采掘面用人、用料量相对较少；由于运输方便灵活，同样可以采用矿车实现掘进过程中的辅助运输。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘站换乘电机车牵引的人车，由其送达带区车场；在工作面辅运斜巷换乘无极绳牵引的人车。爆破材料和油品等轻型货物按照煤矿安全规程 ，采用专用设备包运，单独运至目的地。2)运输系统（1）运煤系统煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机运输斜巷胶带输送机带区运煤平巷胶带输送机带区煤仓运输石门胶带输送机（2）辅助运输系统运料系统为：副井井底车场轨道石门材料车场进风运料平巷带区运料平巷进风运料石门分带运料斜巷工作面（3）通风系统风流线路为：副井井底车场轨道石门进风运料平巷带区运料平巷进风运料石门分带运料斜巷工作面分带运输斜巷带区运输平巷运输大巷主井（4）排矸系统矿井投产后，工作面基本不产生矸石；胶带运输大巷和轨道大巷在煤层底板岩层中掘进，产生大量矸石，前期用于地面铺填，后期一方面用于采空区和废旧巷道充填，余下的矸石通过矿车运至副井井底车场，再经副井提升至地面。运矸系统为：工作面分带运料斜巷进风运料石门带区运料平巷进风运料平巷材料车场轨道大巷井底车场副井（5）供电系统供电：地面变电站副井中央变电所轨道运输大巷分带运输斜巷工作面（6）排水系统在工作面运料斜巷敷设一趟 6 寸管路，在运料斜巷低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台 55KW 水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面工作面运料斜巷进风运料石门带区运料平巷进风运料平巷材料车场轨道大巷副井井底水仓地面井下运输系统见图 7-1。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计63图图 7 7- -1 1 井下运输系统井下运输系统7.2 带区运输方式选择7.2.1 设备选型原则设备选型原则大中型矿井的采带区要积极采用连续化运输，发展重载下带式运输。辅助运输要采用高效能、适应性强、单机服务范围广的设备，减少环节逐步发展集装箱式运输，逐步实现矿井辅助运输的机械化和连续化。选择矿井运输方式和设备应符合以下原则：必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下环节运输能力的配合，以及局部运输与总体运输的统一。必须做到井上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择不均匀系数和设备能力备用系数；为缓和井上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续，要在采区或带区设置一些缓冲设施，设置煤仓或储车线等。运输系统尽量简化，注意尽量减少运输转载的次数。必须使设备的运输、安装和检修方便、运行安全可靠，工作条件舒适，并考虑运输设备对通风供电要求是否合理，电压等级是否符合等。必须在决定主要运输的同时统一考虑辅助运输是否合理经济。7.2.2 带区运输设备选型及能力验算带区运输设备选型及能力验算1）运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区运输设备配套选型如下：前后刮板运输机型号为 SGZ-764/630，转载机型号为 SZZ-830/250；破碎机型号为 LPS-1500； 顺槽皮带型号为 DPJ-1000/200。 各设备技术特征见表 7-1、 表 7-2、表 7-3 和表 7-4。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计64表表 7 7- -1 1前后前后刮板输送机技术特刮板输送机技术特征征项目单位数目型号SGZ-764/630生产能力t/h1000设计长度m200电压等级V1140总装机功率kW2315链速m/s1.03中部槽尺寸mm1500724290刮板链形式中双链表表 7 7- -2 2 转载机技术特征转载机技术特征项目单位技术特征型号SZZ-830/200生产能力t/h1500运输机长度m51总装机功率kW200电压等级V1140链速m/s1.351.54长1500宽mm1332中部槽尺寸高mm284工作面与运输顺槽中的运输设备采用转载机连接，为使煤块有合理的块度，在转载机上安装破碎机，其型号及技术特征见表 7-3。表表 7 7- -3 3破碎机技术特征破碎机技术特征项目单位技术 特征型号LPS-1500通过能力t/h1500整机重量t19总装机功率kW160电压等级V1140长mm4300宽2160中部槽尺寸高mm2000中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计65表表 7 7- -4 4顺槽顺槽皮带技术特征皮带技术特征项目单位技术 特征型号SSJ-1000/3200生产能力t/h1600运距m1500贮带长度m100重量t104皮带宽度mm1200电压等级V1140功率Kv3200带速m/s3.152）运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为 798t/h，工作面前后刮板运输机生产能力为 1000t/h，转载机的生产能力为 1500t/h，破碎机通过能力为 1500t/h，顺槽皮带通过能力为 1600t/h，带区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面设备的运输能力，故所选设备能满足要求。7.2.3 采区辅助运输设备的选择采区辅助运输设备的选择本带区的倾角很小， 因此辅助运输采用无极绳绞车 JW2-1600/80 牵引 MG1.1-6A 型 1.0吨固定厢式矿车。无极绳绞车和小矿车具体的参数见表 7-5，表 7-6表表 7 7- -5 5 无极绳绞车技术特征无极绳绞车技术特征项目单位技术特征型号JW2-1600/80最大静张力kN60钢丝绳载荷最大静张力差kN50绳速m/s0.75/1钢丝绳直径mm28滚筒直径mm1600电 动 机YB250-8.6功率kw55/75电压V380/660尺寸mm348517201672提升钢丝绳采用 67 股圆形钢丝绳，直径 28mm，公称抗拉强度 1700N/mm2，破断力总和 50.4kN。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计66在满足绞车提升能力及矿车连接器强度条件下确定一次提升固定式矿车数为 3 辆，电动机功率为 75kw，富裕系数大于 20%。表表 7 7- -6 16 1 吨固定厢式矿车特征表吨固定厢式矿车特征表项目单位数目型号MG1.1-6A容积m31.1名义载重t1轨距mm600牵引高度mm320缓 冲 器单列弹簧式最大牵引力kN60外形尺寸（长宽高）mm20008801150车轮直径mm300质量kg592数量辆507.3 大巷运输设备选型7.3.1 运输大巷设备选择运输大巷设备选择设计放顶煤工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为 798t/h，斜巷胶带机直接搭接带区运煤平巷胶带，带区设计缓冲煤仓，再由大巷输送机运至主井煤仓，三者者运输能力均为 1600t/h，均采用 SSJ-1000/3200 型号可伸缩胶带输送机，其采用 CST 可控启动装置，配 YBS-200 型电动机，大巷带式输送机同斜巷和带区运煤平巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。7.3.2 辅助运输大巷设备选择辅助运输大巷设备选择根据本矿实际情况及与主要运输方式、 带区运输方式相适应， 采用架线电机车牵引 1.0吨固定箱式矿车运输，电机车型号为 ZK7-6/550，1.0 吨固定箱式矿车型号与采区辅助运输矿车相同为 MGC1.7-6A，平板车型号 MPC15-6，配套人车型号 PRC-12。各设备技术特征见表 7-6、表 7-7、表 7-8 和表 7-9。表表 7 7- -7 7电机车特征表电机车特征表项目单位数目型号ZK7-6/550粘重t7轨距mm600供电V550中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计67小时制牵引力N15092小时制h11最高速度m/min25型 号ZQ-25功 率kW24电动机数 量台2调速方式电 阻制动方式电阻机械最小弯道半径m7外形尺寸（长宽高）mm445610541500受电器高度距轨面mm18002200固定轴距mm1100数 量辆3表表 7 7- -8 8平板车技术特征表平板车技术特征表项目单位数目型号MPC15-6最大载重t17名义载重t15轨距mm600牵引高度mm238缓冲器单列弹簧式最大牵引力kN300外形尺寸（长宽高）mm25001500340轴距mm1100质量kg1030数量辆30表表 7 7- -9 9人车技术特征表人车技术特征表项目单位数目型号PRC-12乘坐人数个12最大行车速度m/s3轨距mm600牵引高度mm238坡度1.5最大牵引力kN30中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计68外形尺寸（长宽高）mm428010201525轴距mm1500质量kg1448数量辆107.3.3 运输设备能力验算运输设备能力验算1）主运输设备能力验算本设计放顶煤工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为 798 t/h，斜巷胶带机直接搭接带区运煤平巷胶带，带区设计缓冲煤仓，再由大巷输送机运至主井煤仓，三者运输能力均为 1600t/h，均采用 SSJ-1000/3200 型号可伸缩胶带输送机，其采用 CST 可控启动装置，配 YSB-160 型电动机，大巷带式输送机同带区运煤平巷和斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。2）辅助运输设备能力验算矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，确定最大班需运送人员为 70 人，所选的 PRC-12 人车可以满足人员运送要求。工作面最大运距2430m； 从带区运煤平巷到大巷平均运距为580m， 大巷运距为2370 m。正常生产期间材料、 设备运量为每班 60 t； 根据工作面最大运距 2430m， 大巷运距为 2370m；大巷平均行车速度 3m/s，斜巷行车速度 1 m/s，装卸载调车等车时间取 30 min，牵引车每班可运行约 6 次，所选 15t 电机牵引车 2 辆，每班运输能力为 7 t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的运输要求。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计698 矿井提升8.1 概述王庄矿地处黄土高坡边缘低山丘陵地带，地面标高+898+1024.7m。本矿井设计井型为300万t/年， 服务年限为79.8年。 出矸量约为25万t/a。 煤的容重为1.35t/m3， 矸石容重为1.9t/m3。矿井瓦斯等级为低瓦斯。煤尘具有一定爆炸性。矿井工作制度为“三八制” 。本矿井采用立井两水平开拓，第一水平大巷所在水平为+715m。主井井筒直径为 6.5m，净断面积为 33.18m2，井深 380m， 井筒支护为混凝土砌碹。 副井井筒直径为 7.5m， 净断面积为 44.17m2， 井深 380m，井筒支护为混凝土砌碹。矿井主运输采用胶带机，辅助运输采用架线式电机车牵引小矿车，电机车为 ZK10-6/550架线式电机车。提升设备年工作日为 330 天，日工作 16 小时，最大班下井人数为 70 人。主井采用两个 16 t 侧卸式箕斗提升煤炭：副井装备一对多绳 1t 矿车双层四车窄罐笼和一个 1t 矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。8.2 主副井提升8.2.1 主井提升主井提升1）设备选型矿井年产量为 300 万 t，井型较大，所以主井采用两对 16 吨箕斗进行提升。箕斗和提升机参数见表 8-1 和表 8-2。表表 8 8- -1 1箕斗技术参数箕斗技术参数项目单位数目型号JDG16/1504Y名义载重t16有效容积m317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.8表表 8 8- -2 2多绳摩擦式提升机多绳摩擦式提升机技术特征表技术特征表项目单位数目型号JKM-2.5/6（）主导轮直径m3.5导向轮直径m3最大静张力kN800纲最大静张力差kN230中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计70有导向轮时直径mm35数量条4丝绳间距mm250最大提升速度m/s14外形尺寸(长宽高)m69.53表表 8 8- -3 3钢丝绳技术特征表钢丝绳技术特征表项目单位数目型号绳 6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯钢丝绳35中心2.6第一层2.5大2.6直径钢丝第二层小mm1.9钢丝绳总断面积/mm2501.52参考重力N /100m4664钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）/N702000安全系数8.32）运输能力验算箕斗每小时提升量按下式(0-11)计算：2 60 mNA=(0-11)其中：m一个箕斗名义载重量，t；A提升一次循环时间，取 2min。所以：2 602 60 169602mNtA=设计放顶煤回采工作面和两个掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为 798t/h，主井提升能力为 960t/h，两者之差为 162t/h，满足要求。在主井井底设置一垂直圆断面煤仓，煤仓直径为 7.0m，有效装煤高度为 30m，容量为 1620 t。井底煤仓的有效容量可按下式(0-12)计算：(0.15 0.25)mcmcQA=(0-12)式中： Qmc井底煤仓有效容量（t） ；Amc矿井设计日产量（t） ； 0.150.25系数。中型矿井取大值，大型矿井取小值。(0.15 0.25)0.15 8516.812781620mcmcQAtt=中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计71经计算可知满足要求。工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的运输任务。8.2.2 副井提升设备选型副井提升设备选型根据矿井掘出矸石量平均为 47.3t/h，同时下井的最多人数为 70 人。选择罐笼型号为GDG1/6/4K，落地式多绳摩擦提升机型号为 JKM-2.254（）A，钢丝绳等具体参数如下：表表 8 8- -4 4罐笼技术参数表罐笼技术参数表项目单位数目型号GDG1/6/2/4K刚性罐道GDS1/6/2/4K型号NG1.1-6A装载矿车车数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.28最大终端载荷kN378尾绳数根2数量根4提升首绳直径mm39.5表表 8 8- -5 5 多绳摩擦提升机技术特征表多绳摩擦提升机技术特征表表表 8 8- -6 6钢丝绳技术特征表钢丝绳技术特征表项目单位数目型号JKM-2.8/6（）主导轮直径m2.8导向轮直径m2.5最大静张力kN529最大静张力差kN150有导向轮直径m28数量条4纲丝绳间距mm250最大提升速度m/s14.75外形尺寸(长宽高)m项目单位数目型号绳 619 股（1+6+12）绳纤维芯中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计72表表 8 8- -7 7井上固定天轮的基本参数井上固定天轮的基本参数项目单位数目型号TSG2500/16名义直径mm2500绳槽半径mm16钢丝绳直径mm2729钢丝破断拉力总和N661500两轴承中心距mm800轴承中心高mm200变位重力N5500总重N15120钢丝绳28直径钢丝mm1.8钢丝绳总断面积/mm2289.95参考重力/100m2740钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21400钢丝破断拉力总和（不小于）/N405500安全系数14中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计739 矿井通风及安全9.1 矿井概况、开拓方式及开采方法9.1.1 矿井地质概况矿井地质概况王庄煤矿位于山西省东南部，地处上党盆地西北部，东倚太行山，西屏太岳山，南部与晋城相接，北部与晋中平原交界。区内地势大致为北部较高，南部较低，最高处位于王1与王2 钻孔之间的寒山煤矿附近，海拔标高为 1024.7m，最低处位于矿区东部边界一带，海拔标高为 898m，最大相对高差为 127m 左右。矿井南北走向长度最长为 19.4km，最短为 7km，平均长度约为 15.4km；东西倾向最长约为 7.3km，最短约为 3.7km，平均长 4.1km。矿井总面积约为 70.68km2。3#煤层倾角为 210平均倾角为 5，属于缓倾斜煤层，除去井田内有两条较大的断层影响， 煤层赋存基本稳定。 矿井瓦斯绝对涌出量为 1.305.53m3/min， 相对涌出量为 0.220.95m3/t，瓦斯涌出量较小。爆炸指数为 17.6321.45%，一般为 1819%，属于危险型矿井。3#煤层的自燃倾向性等级鉴定结果表明属于不自燃发火煤层。9.1.2 开拓方式开拓方式井田开拓采用立井两水平开拓，第一水平标高+700m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，以南部断层将矿井分为南北两翼，第一水平为+700 水平上盘即井田北翼部分。第一水平服务年限 55.6 年。东一带区为首采带区。9.1.3 开采方法开采方法带区内布置一个放顶煤工作面保产，工作面长度 195m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条顺槽，顺槽采用双巷掘进，两巷间留 10m 煤柱。放顶煤工作面生产能力为 8516.8t/d，每日推进度为 6.4m，采煤机选用 MGTY-250/600 采煤机，截深 0.80m，日进 8 刀。工作面装备的部分机电设备见表 9-1。表表 9 9- -1 1工作面部分机电设备一览表工作面部分机电设备一览表编号地点机电设备名称容量1工作面MGTY-250/600 采煤机5800 kw2工作面SGZ-764/630 前后刮板输送机2315 kw3皮带顺槽SZZ-830/200 转载机200 kw4皮带顺槽LPS-1500 破碎机160kw5皮带顺槽SSJ-1000/3200 胶带运输机3200kw6工作面ZZP-4800/17/334800 kN为了保证生产正常接替，前期安排一个独立通风的煤层平巷掘进头和三个岩巷掘进头，后期安排一个独立通风的煤层平巷掘进头和一个独立通风的独立岩层掘进头。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计749.1.4 变电所变电所、充电硐室充电硐室、火药库火药库井下大巷采用电机车牵引矿车辅助运输，井底车场设变电所、火药库。东一、东三带区内不设变电所，北一、北三、南二、南四带区设有变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5 工作制工作制、人数人数矿井生产采用“三八”工作制。井下同时作业的最多人数为 400 人，综采面同时工作最多人数 40 人。9.2 矿井通风系统的确定9.2.1 矿井通风系统的基本要求矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：矿井至少要有两个通地面的安全出口；进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；北方矿井，冬季井口需装供暖设备；总回风巷不得作为主要行人道；工业广场不得受扇风机的噪音干扰；装有皮带机的井筒不得兼作回风井；装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；通风系统要有利于水平延深或后期通风系统的发展变化。9.2.2 矿井通风方式的选择矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点、适用条件列表比较，见表 9-2。表表 9 9- -2 2通风方式比较通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较快通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央通风路线短， 阻力小中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计75场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。并列式安全性更好缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4km） ，井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅， 或因地表高低起伏较大， 无法开掘浅部的总回风道通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件：第一水平标高为+700m；煤层为缓倾斜煤层；第一水平布置八个带区；矿井年产量 300 万 t，为大型矿井；井田走向长度大于 17.3km，倾向长度为 4.6km，井田面积较大；第一水平开采时煤层距离地表较浅，且地表为黄土高坡边缘低山丘陵地带，地表有较大起伏。煤层无自然发火，煤尘具有爆炸性；瓦斯涌出量较小；矿井风量不大。根据以上分析，只有一种合理的通风方式中央并列式通风。主井和副井用于开采初期的通风，而后期计划再建设两座回风井。9.2.3 矿井主扇工作方式选择矿井主扇工作方式选择煤矿主扇的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险；采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大；在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。在由压入式通风过渡到深水平压入式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，路线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低瓦斯矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。本矿井瓦斯涌出量较小，需风量较小，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，确定该矿井采用抽出式通风。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计769.2.4 带区通风方式的选择带区通风方式的选择1）带区通风总要求：矿井通风网络结构合理；集中进、回风线路要短，通风总阻力要小，多阶段同时作业时，主要人行运输巷道和工作点上的污风不串联；内外部漏风小；通风构筑物和风流调节设施及辅助通风机要少；充分利用一切可用的通风井巷，使专用通风井巷工程量最小；通风动力消耗少，通风费用低。2）带区通风系统基本要求：每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口；进风井巷与采掘工作面的进风流的粉尘浓度不得大于 0.5 mg/m3；新设计的箕斗井和混合井禁止作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进风流的含尘量达到上述要求；主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体的污染，井口排风不得造成公害；矿井有效风量率应在 60%以上；采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿风流通风，电耙司机应位于风流的上风侧，有污风串联时，应禁止人员作业；井下破碎硐室和炸药库，必须设有独立的回风道；主要通风机一般应设反风装置，要求 10 min 内实现反风，反风量大于 40%。本设计矿井采用带区和采区混合布置，采用带区布置时为了有利于带区运煤和通风，每个带区均布置带区运煤平巷和带区运料平巷，即运料平巷进风，运煤平巷回风；采用采区布置时，由于采区均为岩石上山，漏风较小，且矿井采用分区对角式通风，设计为运料上山进风，运煤上山回风。9.2.5 工作面通风方式的选择工作面通风方式的选择工作面通风系统是矿井通风系统的中心，其结构决定着矿井通风系统的最重要的参数和指标（如漏风量，稳定性程度等） ，因而搞好工作面通风是保证矿井安全生产的基础。矿井瓦斯绝对涌出量为 1.305.53m3/min，相对涌出量为 0.220.95m3/t，属于低瓦斯矿井。一般长壁回采工作面进风巷与回风巷布置方式有 U 型、Y 型和 W 型等。U 型后退式具有采空区漏风小的特点，但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯，当瓦斯涌出量不大时，采用导风板等设施可解决。当瓦斯涌出量大时，可采用抽放的方式解决，它的巷道布置简单，工程量、维护费用低。Y 型通风可解决回风流的瓦斯浓度过高和瓦斯积存问题，但对工作面的瓦斯和气候条件没有改善，且工作面回风巷要沿采空区一翼全长预先掘好，且回采期间始终维护，维护费用高。W 型通风时，供风量要比 U 型和 Y 型增加一倍，但掘进和维护费用高，适用于瓦斯浓度要求极为严格的工作面。综合本矿井实际情况，本矿井属低瓦斯矿井，故采用 U 型后退式通风，即带区内的工作中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计77面采用轨道斜巷进风，运煤斜巷回风的通风方式；采区内的工作面采用运输顺槽进风，运料顺槽回风的上行通风方式。9.3 矿井风量计算9.3.1 通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定通风容易时期和通风困难时期的定义：矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。根据煤炭安全生产规程的要求，只需将头 1525 年的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。由于第一水平服务年限为 39.9a，所以只考虑第一水平开采时的通风容易时期和通风困难时期的采煤方法。1）容易时期的采煤方案开采一带区 3101 工作面，准备面 3102，煤巷掘进头一个，岩石掘进头三个。2）困难时期的采煤方案开采一带区 3113 工作面。通风容易时期矿井通风立体图和网络图见图 9-1， 通风困难时期矿井通立体图和网络图见图 9-2。图图 9 9- -1 1 通风容易时期矿井通风图通风容易时期矿井通风图中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计78图图 9 9- -2 2 通风困难时期矿井通风立体图通风困难时期矿井通风立体图9.3.2 各用风地点的用风各用风地点的用风量和矿井总用风量量和矿井总用风量矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各用风地点计算值乘以 1.2 就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以 1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算见，下式(0-13)：()abcdtQQQQQK=+(0-13)式中：aQ采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；bQ掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；cQ硐室实际需要风量的总和，m3/min；dQ矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min；tK矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般抽出式矿井取 1.151.2，压入式矿井取 1.251.3。1）工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。（1）按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程规定，回采工作面回风巷风流中瓦斯不超过 1。本矿瓦斯最大绝对涌出量为 5.53m3/min，以瓦斯涌出量计算工作面风量，见下式：100aigaigaiQQK=式中：Qai第 i 个回采工作面实际需风量，m3/min；中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计79Qgai第 i 个工作面回采时瓦斯的最大绝对涌出量，5.53m3/min；Kgai第 i 个工作面的瓦斯涌出不均衡系数 （正常生产条件下， 连续观测 1 个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的计算） ，取 Kgwi1.6。3100 5.53 1.6884.8minaiQm=（2）按工作面气温选择适宜的风速进行计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表 9-3。表表 9 9- -3 3工作面适宜气候条件工作面适宜气候条件工作面温度()0.6，故通风容易时期和困难时期需可选用相同的电动机。电动机的输出功率：max/efeeNNk=式中： Ne电动机功率，kw；ek电动机容量备用系数，取 1.15；Nfmax通风困难时期的输入功率，kw；e电动机效率,可取 0.90.94，大型电动机取高值，此处取 0.9。max/120 1.15 0.9153.3kwefeeNNk=根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速选择型号为 TD400-6 的异步电动机，其详细参数见表 9-10。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计88表表 9 9- -1010 电动机参数电动机参数时期型号功率 kw电压（V）电流（A）转速 rpm启动方式容易400600045.91000开启式困难TD400-6400600045.91000开启式9.6 安全灾害的预防措施9.6.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施预防瓦斯和煤尘爆炸的措施回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理；盲巷、盲硐、片帮及冒顶等容易积聚瓦斯的地点，必须及时处理；掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置；掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置；大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪，瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源；所有易产生煤尘的地点必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施；井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬，井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼；综采工作面应采取煤尘注水，按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚；煤尘应定期清扫，巷道应定期冲刷，各个转煤点应进行喷雾洒水。9.6.2 预防井下火灾的措施预防井下火灾的措施井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设区域返风系统；井下机电设备选用防爆型为原则，应加强机电设备的安装质量，并加强维修及管理，防止漏电及短路产生高温和火花；对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收，加强密闭，及时密闭采空区，对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂，分层开采还应在采区随采随注；根据化验与实践，本矿自然发火期长，但为确保安全，应预备部分黄泥用于危险时期灌浆。9.6.3 防水措施防水措施（1）井巷出水点的位置及其水量，采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3） 采掘工作面遇到下列情况之一时， 必须确定探水线， 进行探水， 确认无突水危险后，方可前进。接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；打开隔离煤柱放水时；接近有出水可能的钻孔时；接近有水或稀泥的灌泥区时；底板原始导水裂隙有透水危险时；接近其它可能出水地区时。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计89第十章 设计矿井基本技术经济指标设计矿井的基本技术经济指标格式如表 10-1。表表 1010- -1 1设计矿井基本技术经济指标设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤层牌号瘦煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m6.024煤层倾角210（平均 5）（1）矿井工业资源储量万 t518635（2）矿井可采储量万 t37120（1）矿井年工作日数d3306（2）日采煤班数班2（1）矿井年生产能力kt/a3007（2）矿井日生产能力t/d8516.88矿井服务年限a88.49矿井第一水平服务年限a55.6井田走向长度km19.77.0（平均 15.4）10井田倾斜长度km7.33.7（平均 4.1）瓦斯等级低瓦斯11瓦斯相对涌出量m3/t/d0.22-0.9512通风方式中央并列式（1）矿井正常涌水量m3/h36713（2）矿井最大涌水量m3/h40014开拓方式（指井筒形式、水平数）立井两水平（1）第一水平标高m+70015（2）最终水平标高m+500（1）生产的工作面数目个116（2）备用的工作面数目个117采煤工作面年进度m2112（1）移交时井巷工程量m1200018（2）达产时井巷工程量m1600019开拓掘进队数个220大巷运输方式胶带输送机21矿车类型固定矿车和平板车22电机车 1 类型台数323设计煤层采煤方法综采放顶煤中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计9024（1）工作面长度（2）工作面推进度（3）工作面坑木消耗量（4）工作面效率（5）工作面成本mm/月m3/ktt/工元/t195192681.8917.841中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计91参考文献1 徐永忻.采矿学.徐州:中国矿业大学出版社,20032 徐永忻.煤矿开采学.徐州:中国矿业大学出版社,19993 林在康,左秀峰.矿业信息及计算机应用. 徐州:中国矿业大学出版社,20024 邹喜正,刘长友.安全高效矿井开采技术.徐州:中国矿业大学出版社,20075 张宝明,陈炎光： 中国煤炭高产高效技术 ，徐州:中国矿业大学出版社,20016 钱鸣高,石平五.矿山压力及岩层控制. 徐州:中国矿业大学出版社,20037 于海勇.综采开采的基础理论. 北京:煤炭工业出版社,19958 王省身.矿井灾害防治理论与技术. 徐州:中国矿业大学出版社,19899 中国煤炭建设协会.煤炭工业矿井设计规范. 北京:中国计划出版社,200510 岑传鸿,、窦林名.采场顶板控制与监测技术. 徐州:中国矿业大学出版社,200411 蒋国安,吕家立.采矿工程英语. 徐州:中国矿业大学出版社,199812 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践. 北京:煤炭工业出版社,200113 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册. 北京:煤炭工业出版社,199414 中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 北京:煤炭工业出版社,200115 朱真才,韩振铎.采掘机械与液压传动. 徐州:中国矿业大学出版社,200516 洪晓华.矿井运输提升. 徐州:中国矿业大学出版社,200517 中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册. 徐州:中国矿业大学出版社,199218 章玉华.技术经济学. 徐州:中国矿业大学出版社,199519 郑西贵,李学华.采矿 AutoCAD2006 入门与提高. 徐州:中国矿业大学出版社,200520 王德明.矿井通风与安全. 徐州:中国矿业大学出版社,200721 杨梦达.煤矿地质学. 北京:煤炭工业出版社,200022 刘刚.井巷工程.徐州:中国矿业大学出版社,200523 中国煤炭建设协会.煤炭建设井巷工程概算定额 （2007 基价）.北京:煤炭工业出版社,200824 林在康,李希海.采矿工程专业毕业设计手册. 徐州:中国矿业大学出版社,200825 杜计平.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社,2008中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计92松软破碎巷道注浆加固技术松软破碎巷道注浆加固技术摘要摘要：由于位于松软破碎带岩层中的巷道其松动圈范围一般较大，传统的锚杆、锚索支护已不能有效地解决松软破碎带中巷道的支护问题，必须通过改善巷道围岩特性、提高围岩自承能力来解决类似条件下的巷道支护问题。因此针对松软破碎巷道的注浆加固技术应运而生。对于注浆技术，现使用的是常规灌浆技术和 GIN 灌浆技术，但是目前的灌浆技术都是不可控的。为了提出一套有效可控的注浆技术，需要应用因子分析法对于浆液的流型进行分析，在确定浆液之后，根据具体情况，基于牛顿流体模型和宾汉流体模型，对于注浆距离、注浆半径等参数进行确定。采用这一套注浆加固技术，可以相对更好的对松软破碎巷道进行加固。关键字关键字: 松软破碎巷道；注浆加固；因子分析法；GIN 灌浆；牛顿流体模型；宾汉流体模型1 松软破碎巷道注浆加固技术的历史和发展1.1 概述软岩经 1984 年及 1986 年两次国际岩石力学会议后定义为： “强度低,孔隙率大，胶结程度差，受构造切割面及风化影响显著或含有大量膨胀粘土矿物的松、散、软、弱岩层以及流变性能及高地应力影响的岩层1-2” 。而破碎带则是指地层受地应力作用后形成的碎裂区域。近年来我国大型、特大型矿井逐年增加，导致巷道断面随之增加。一次采全厚的大采高工作面和放顶煤工作面，矿山压力显现加剧，复杂多变的围岩条件，更增加了巷道支护的难度。尤其在围岩松软区域，随着采动影响，围岩的破碎程度亦随之加大。另外开采强度增加，高地应力、松软破碎煤岩条件下的开采和支护与日俱增，剧烈的矿山压力显现导致破碎岩层条件下的巷道支护难度进一步增加，造成巷道维护成本增大。巷道作为煤矿井下生产系统的最基本单元，其安全、可靠的支护是确保矿井正常生产的基础。注浆加固技术作用为一种有效简捷的方法已在非矿山领域得到了广泛应用，在煤炭行业还没有得到广泛应用。针对松软破碎巷道支护过程中出现的问题，采用注浆加固配合高预应力注浆锚索对其进行综合加固。3所谓注浆，也称灌浆，就是利用液压、气压或其它方法，通过注浆钻孔或置入其中的注浆管将具有胶凝能力的浆液注入岩层（或土层）中的裂隙、空隙与空洞中，将其中的水分与空气赶走，将原来松散的土粒或裂隙胶结成一个整体，形成一个结构新、强度大、防水抗渗性能强和化学稳定性良好的“结石体” ，以达到改善岩（土）层性能为目的的一种施工方法。4但是，由于位于松软破碎带岩层中的巷道其松动圈范围一般较大，传统的锚杆、锚索支护已不能有效地解决松软破碎带中巷道的支护问题，必须通过改善巷道围岩特性、提高围岩自承能力来解决类似条件下的巷道支护问题。经过大量试验研究、理论分析及现场实测，认为松动圈的“碎胀变形”是巷道收敛变形的主要原因，支护的主要对象是松动圈形成过程中的“碎胀变形” ，松动圈越大,则围岩变形量越大,巷道支护越困难7。通过对巷道围岩破碎区域的注浆加固补强,改变围岩的力学特性,可以取得较好的支护效果。近年来,国内外学者对渗中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计93透注浆进行了广泛而深入的研究,得到了浆液在裂隙中的渗透规律6,得出了浆液流量7-14、注浆压力10-11、渗流速度、注浆时间和浆液扩散半径等12-14之间的关系。1.2 国外注浆加固技术发展概况注浆技术已有近 200 年的发展史， 大致可分为四个阶段： 原始粘土浆液注浆阶段 （18021857） ；初级水泥浆液注浆阶段（18581919） ；中级化学浆液注浆阶段（1920-1969） ；现代注浆阶段（1969 年以后） 。据文献记载，1802 年法国人查理士贝利尼（Char1es.Ber1ghy）最早把注浆法用在对第厄普（Dieppe）冲刷闸的修理上。当时，他用的是一种木制冲击筒装置，用人工锤击方法向地层挤压浆液。当时水泥还没有发明，最早使用的是粘土浆液，后又在其它修理工程上压入具有一定胶结性能的火山灰和生石灰浆液。这是在基础工程历史上第一次应用注浆技术。此后，这种方法相继传入英国和埃及。由于注浆法的采用，使一些濒临报废的船坞工程重新焕发了青春。之后，这项技术被引进世界许多国家，应用范围越来越广。1826 年英国发明了硅酸盐水泥，并于 1864 年在阿里因普瑞贝矿首次应用水泥注浆法对井筒进行注浆堵水，成功地解决了井筒涌水的问题。自此，水泥开始成为注浆的主要材料。1838 年科林（Collin）首次将波特兰水泥用作注浆第一章绪论材料，用于加固法国克鲁布斯（Grosbois）大坝，1839 年彪地莫林（Beaudemoulin）将注浆法用于加固图斯（Tours）一座建于 1765 年的桥梁基础。1845 年 W.E.沃任（W.E.Worthln）第一次在美国用注浆的方法将水泥浆注入一水库溢洪道的基础中，以提高基础的承载力,1854 年又进行了闸墩砌体的加固。1854 年至 1856 年之间，英国的 W.R.奎尼普尔（W.R.kiniple）用水泥作为注浆材料进行了一系列的注浆试验，并获得成功，随后采用粘土水泥砂浆阻止尼罗河的达梅塔（Damietta）和罗萨塔（Rosetta）坝基下的地下渗流。1856 年 W.R.凯尼伯（W.R.Kinnipte）也在英国使用了注浆法。1864 年，P.W.巴罗（P.W.Bar1ow）获得了第一个用于盾构的注浆专利，该专利主要用于隧道及地下坑道的修造。1864 年，德国人在勤恩矿竖井内用手摇泵注水泥浆以加固竖井井壁。1876 年，英国人索马斯.哈旺克勒斯（Thamas Hnwrsteg）在坦斯托(Tanstall)的大坝基岩中第一个用自流方式用水泥浆加固岩层。1884 年印度开始使用化学注浆。1886 年，英国成功研制了压缩空气注浆机，更为水泥注浆法的发展提供了动力。1889 年和 1909 年德国和比利时先后获得水玻璃注浆材料和双液单系统注浆法专利。1910 年，自动记录压力表得到了应用，对记录的注浆性状做了系统的研究后，建立了注浆压力与介质渗透性之间的关系。1914年，比利时的阿尔伯德.弗兰科伊斯（Albert Francois）用水玻璃和硫酸混合物注浆。而后德国的汉斯耶德（HansJanade）研制成功了水玻璃和水泥浆一次压注法。1915 年，日本在长崎县松岛煤矿的竖井施工中也使用了水泥浆液。1920 年乔斯顿发明了水玻璃氯化钙注浆法，被称为“乔斯顿注浆法” 。特别是到了本世纪四十年代，注浆技术的研究和应用进入了一个鼎盛时期，各种水泥浆材、化学浆材相继问世，注浆技术的应用范围及规模也越来越大。1925 年，尤斯登创造了用浓的硅酸钠注入一个孔内，浓的氯化钙溶液在高压下注入邻近孔内的双液双系统二次压注法，以尤斯登命名的这一方法至今仍在使用，1926 年尤斯登因此而获得专利。到 1930 年前，英国共有 19 座水库大坝应用了注浆方法处理基础。1950 年到 1975 年是化学注浆大发展的时期。50 年代，美国研制了粘度接近于水，胶凝时间可以任意调节的丙烯酰胺浆液（AM9） 。1956 年左右，出现了脲素甲醛类浆液。1960 年美国研究了最早能控制胶凝时间的硅酸中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计94盐和铬木素。1963 年又出现了酚醛塑料。在 60 代日本市场上已有类似 AM9 的丙烯酰胺类材料出售，名为日东SS。几年后出现了以地下水作为反应剂的“塔克斯”系列聚氨酯材料。1974 年 3 月， 日本国福冈县发生了注丙烯酰胺引起中毒的事件， 开始禁用有毒注浆材料。 1978年美国厂商也停止生产 AM9。 1982 年 2 月在美国召开了土木工程注浆国际会议， 1982 年 4月在匈牙利不达佩斯也召开了国际矿山治水学术讨论会，各种地区性会议和各种注浆研究机构更是层出不穷，国际及各地区的学术交流与合作有力地促进了世界注浆工作的发展。1989年初，国际岩石力学学会成立了注浆委员会。1.3 国内注浆加固技术发展概况我国对注浆技术的研究和应用起步较晚，五十年代初才开始起步，但发展较快。经过四十多年的努力，我国在注浆技术方面已取得较大的进展，特别是在水泥注浆材料的研制方面已处于世界先进行列。六十年代中期，我国已开始注意化学注浆的毒害及环境污染问题，并提出了改进方法，随后发表了一系列的研究成果。如环氧树脂化学灌浆的毒性与防护 （1978） 、 丙凝浆液毒性研究 （1982）等。而日本是在六十年代后期才开始注意的。应该说，我国是世界上最早系列地制订化学注浆技术规范的国家。我国三峡岩基专题研究组等单位从 1959 年起就先后制订了一系列试验规程和注浆施工规范，如三峡岩基灌浆试验技术规程 （1959） 、 水工建筑物基础帷幕丙凝化学灌浆施工技术规范 （1982） 、 环氧树脂化学灌浆施工技术规范 （1982）等。为我国注浆技术的标准化打下了良好的基础。注浆技术在国内以水工部门应用得较早，目前我国已建造 30m 以上的水坝近 3000 座，其中高于 100m 的高坝有 20 余座。水工建筑物采用灌浆技术改善复杂地基性能，解决了许多建筑物防渗和加固难题。从 1964 年开始，在湖南水口山矿山进行防水帷幕的注浆施工，可以说，经几十年灌浆工作者的努力，我国水利水电工程建设中，在灌浆工程领域已具备了众多的材料种类和工艺技术，积累了丰富的工程经验，其中某些方面已达到了相当高的水平，和国际上也逐步接轨，并在某些方法上有独到之处。在我国铁路建设中，山岭隧道的施工也广泛应用了注浆法。在地表进行帷幕注浆以截断地下水对隧道开挖的影响，同时在隧道开挖的工作面上进行预注浆以加固围岩，堵塞地下水，如京广复线上的大瑶山隧道与京九线的岐山隧道的施工中既使用了地表帷幕注浆，也使用了工作面预注浆方法，顺利地通过了特大涌水层。在我国城市地铁建设中，人们应用注浆法以提高施工的安全性。如在北京地铁建设中，人们用改性的水玻璃浆液加固和固结细砂层，以顺利通过细砂层，而在广州地铁施工中则使用加有超细水泥的粘土固化浆液固结水砂层。2 目前几种松软破碎巷道注浆加固技术目前注浆方法主要有常规灌浆方法和灌浆强度值法（GIN 法） ，下面就两种灌浆方法的特点及存在的问题分析和总结。2.1 常规灌浆方法长期以来，水泥灌浆（包括固结灌浆和帷幕灌浆）一直是水利水电工程基础处理的主要中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计95方法之一。关于灌浆方法，除特殊灌浆外，一般多采用全孔一次或分段灌浆，根据灌段深度及地质条件确定灌浆压力并采用由稀到浓分级浆液浓度。这就是所谓的常规灌浆法（传统灌浆法） 。浆液浓度（水灰比）的分级分为 9 级（10:1，5:l，3:1，2:1，1.5:l，l:l，0.8:1，0.6:1，0.5:1）或 10 级（l0:l，8:1，6:1，5:1，4:l，3:1，2:l，1:1，0.8:l，0.6:1） 。浆液浓度的使用有两种方式：种方式是由稀浆开始，逐级加浓，至达到规定的灌浆结束标准；另一种方式也是由稀浆开始，逐级变浓，当单位吸浆量减少到某一规定数值时（如小于 1.0Lmin） ，将浆液变浓，直灌至达到灌浆结束标准。关于浆液浓度级别的转换，都做了相应的规定，以保持单位吸浆量过程线近似的呈一直线。如在改变浆液浓度后发现压力突增或单位吸浆量突减，则认为浓度变换不当，还要回复到原来浓度续灌。之所以采用由稀浆起灌，逐级加浓的灌浆方法，是基于以下的认识和考虑：在一个灌注段中，往往包含有各种宽度的裂隙。为了使所有裂隙都能灌好，就先使用粘度小、流动性较好的稀浆，首先来满足较小裂隙的需要，等基本灌好后再用较稠的浆液灌较大的裂隙。即稀浆的流动性好，先灌稀浆可优先将较细裂隙灌好，后灌浓浆，再使中等或较大裂隙孔洞充填。如果过早灌浓浆，有可能将细微裂隙孔洞进口堵塞，使浆液无法填入。但若过长时间灌稀浆，浆液将过度扩散，造成大量漏浆浪费。传统灌浆法的结束标准：国内外执行的办法几乎都是在灌浆已达到规定压力下，吸浆率已减小到可忽略的程度，再延续一定时间后结束。仔细推敲传统的灌浆方法，有以下几方面的问题：从常规灌浆方法的工艺流程上看，浆液浓度采用的是由稀到浓逐级灌注，这是一项工序繁杂、耗时费神的极需认真细致的工作，而且在灌注过程中，何时换浆，换何种浓度的浆液，往往不容易控制，经常出现费浆费时的情况；对较宽的裂隙，浆液可能灌入很远，超过设计要求，造成浪费；此外，在用不稳定的稀浆液灌浆时，水被分离出来而进入细小裂隙，使水泥颗粒落在后面，这时会发生对岩体上抬力加大的情况；如果浆液过稀，灌浆后将会留下空穴和渗漏通道，地下水沿着这些空穴和通道流动，使疏松的水泥结石被逐步溶蚀掉，影响帷幕的耐久性；灌浆结束后，常需闭浆排水，再次延长了灌浆时间。可见，常规灌浆方法具有以下缺点：灌浆过程中的故障较多；灌浆过程繁杂，效率低、成本高；吸浆量低的灌段，浆液易分离，而且水泥结石力学强度低，抗溶蚀能力差，从而灌浆质量难以保证；扩散范围不易控制，灌浆材料浪费。灌浆的目的在于希望浆液能达到较大的灌入度（浆液穿透细微裂隙的程度） ，使基岩密实，常规灌浆法以水稀释浆液来提高灌入度，但实际在满足细微裂隙时，灌入度的大小主要决定于水泥颗粒和絮状体的大小，以及灌浆压力。为使浆液灌的远，应当采用较细的水泥或加入超增塑剂，同时还要采用较高的灌浆压力。用常规灌浆法加固裂隙岩体，比较常见的灌注结果是：宽裂隙浆液灌的很远，而细裂隙有时则灌不进。灌浆的范围和效果不可控，灌浆的质量好坏在很大程度上决定于灌浆技术人员的经验,而且灌浆效率和经济效益较低：对已经不吃浆的地层本应不需要再继续灌注了，而按照常规灌浆规范的要求仍然要持续灌注一段时间，才能达到结束的标准，实际上是不必要的，主要因为常规灌浆对浆液能够到达的具体位置和浆液的凝结时间不能控制，灌入孔内的浆液何时凝固、能凝固多少均是个未知数，灌浆的量难以控制，只能采取“浆海战术” ，这种填压式灌浆到一定程度能够将裂隙填满，达到防渗和强度要求，实践证明，很多情况下这种灌浆方法能够满足灌浆的要求，但是由于这种灌浆方法浪费了大量的时间及灌浆材料，导致灌浆效率和经济效益较低。常规灌浆方法缺乏科学的理论依据，缺乏成熟的理论指导。对浆液的流变参数、灌入能力、扩散半径、最大灌入量、最大限制压力等参数并未加以考虑，不能进行理论分析，也就无法达到中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计96技术上可靠、经济上最优的目的。基于以上的论述，笔者认为有必要研究一种有科学理论根据的、灌浆时间和灌浆量可控的灌浆方法。2.2 GIN 灌浆法为了克服常规灌浆的缺点，提高灌浆质量和灌浆工作效率，特别是为适应工程现代化管理和大规模施工的需要， 自 20 世纪 90 年代初， 由瑞士灌浆专家隆巴迪(Lombardi)提出了一项新的灌浆技术GIN 灌浆法，并且在国外许多大型工程建设中得到应用，也是目前国际上流行的一种灌浆施工方法。国内仅有部分工程进行了试用。GIN(Grouting Intensity Number)即灌浆强度值，它用灌浆孔段上最终的灌浆压力 P(Mpa)和单位灌浆段长度浆液灌注量 V(L/m)乘积表示，即 GIN=PV(MpaL/m)，其含义为单位灌浆段上消耗的能量，也可表示为：GIN=PC(MpaKg/m)。隆巴迪认为：在灌浆施工中，保持各灌浆孔段上消耗一致的能量，即保持 GIN 为常数，便可形成一道大致均匀的防渗帷幕。由于在灌浆过程中保持 GIN 为常数，这样可以自动对宽大裂隙限制其灌注量，而对可灌性较小的微细裂隙提高灌浆压力，既避免了导致地面抬动和水力劈裂的高压力和大灌注量组合，又可避免对灌注微细裂隙不合适的低压力和小灌注量的组合。GIN 灌浆方法要求以稳定的中低流速进行灌注，随着注入量的增加，压力缓慢上升。灌浆结束标准：达到 GIN 值，且流量小于 1L/min，延续 30min 结束；达到 GIN 值，但流量较大时，应调整压力，使之沿 GIN 曲线下滑，直至流量小于 1L/min，再延续 30min 结束；达到最大灌浆压力，且流量小于 0.4L/min，延续 10min 结束。由灌浆压力 P 和注入量 V 坐标可做出一定数值的 GIN 双曲线，并考虑一定的最大灌浆压力上限和最大注入量上限，可作为实际控制的 GIN 包络线。GIN 法灌浆技术的要点是：使用适当稠度的稳定浆液，降低浆液的沉淀速度，获得密实、耐久的幕体；在整个灌浆过程中，尽可能使用单一配比、具有宾汉流体特性的浆液，便于了解和控制浆液性能，简化工艺，提高效率；根据 GIN 曲线，监控灌浆压力，避免出现有害的或形成浪费的过高压力；在现场用计算机控制灌浆过程，在监视屏上可随时观测灌浆压力和注入量，监视 PC 灌浆过程曲线在选定的 GIN 曲线图上的运作趋势，根据 PC 曲线和 F/PC 可灌性曲线，判断灌浆工作的完成情况。与传统的灌浆方法相比，GIN 灌浆法有下列优点：（1）GIN 法起点高，立足于科学的理论基础和先进的计算机科学技术的应用，可以用流体理论来分析确定灌浆参数，控制灌浆效果。（2）整个灌浆过程中，使用单一水灰比且较浓的稳定浆液，简化灌浆工艺。其优点是：浆液析水率低，颗粒沉淀少，可避免堵管和灌浆过程中的固管现象，可提高帷幕的密实度和耐久性； 稳定浆液的使用避免了或者很大程度上减少了由于水力破碎引起的岩石损害的危险，岩体不易被抬动，大大地减少了灌浆过程中的失误；浆液扩散距离易于控制，节约浆材；灌浆达 GIN 值后即可停止灌浆，无需闭浆排水；因不必耗费时间来改变浆液而使得灌浆过程更为简单和迅速，便于计算机控制，减少了劳动强度，提高了灌浆工作效率；采用较浓稳定性浆液，注浆结石强度高，耐久性好，质量可靠。（3）采用计算机（自动记录仪）对整个灌浆过程实施监控，按选定的 GIN 值及相应的灌浆包络线，快速、连续、真实地监控灌浆工作的进行，有利于提高灌浆质量。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计97GIN 方法无论在理论上还是实用性上与传统灌浆方法相比均具有一定的优势，但它同样存在一些问题。GIN 灌浆方法的一个最重要的技术参数是灌浆强度曲线的确定。确定 GIN 值有两个前提条件：避免岩体劈裂或上覆岩体抬动；有限的灌浆扩散半径。目前尚未见到一个令人可以接受的计算灌浆强度值的公式，只能依据工程实际和经验确定。目前还没有合理选定 GIN 法灌浆下的灌浆结束标准及效果检查方法或指标。 且还没有找到与现有的标准或行业规范的衔接。GIN 原理最关注的是灌注浆液自身的性能特性，而忽略了主要地质因素和被灌岩石物理性质的影响。各类岩石各自的可灌性是不同的，因此要使不同岩石的渗透性总是减少到相同要求的程度是不可能的。工程实例表明，实际上灌浆是十分复杂的。除浆液特性外，地质因素也控制了灌浆的工艺。对于多数更复杂的岩石，模型试验和数学计算法都不能模拟实际的工艺。裂隙的宽度、延伸性和粗度经常发生变化，裂隙可横生枝节，裂隙中有粘性和无粘性充填物，它们还有不同的水力压裂型式。隆巴迪和迪尔着重指出，现场地质条件，特别是被灌岩体的物理性能（岩石类别、频数、裂隙开度、糙率、蚀变或充填物以及延伸性）应得到充分考虑。然而，他们关于灌浆方案的推理和方法表明，GIN 法主要以灌浆浆液的特性为基础，而未注重必要的地质因素。此外，GIN 法的应用意味着用一种简易的方法来完成灌浆工程，而缺乏稳定的控制和适应性。使用 GIN 法，往往导致理论分析和工程实例相反的结果。在很少或不透水的硬岩中，尽管可以不必进行灌浆处理，采用 GIN 法却导致相当大的费用。GIN 法立足于被灌岩体内均存在着可以灌入浆液的不透水节理裂隙面的假定观点，强调对致密的微透水乃至不透水的岩石采用高压强行灌浆，由于反复使用过高的灌浆压力，易导致岩石压力致裂或裂隙通道扩张，造成岩体结构的破坏。对本来透水和非常透水的可灌浆岩石或张开宽度大的裂隙进行灌浆，在低压条件下大量吸浆，但由于达到了选定的 GIN 极限值而终止灌浆，造成透水通道裂隙未完全封堵，不能获得相互搭接完整的灌浆防渗帷幕。在易发生压裂的岩体中，GIN 灌浆法会导致大量水泥消耗，而只有在易压裂的节理组与帷幕平行的特殊情况下，才有望形成有效的帷幕。GIN 原理对含有软弱结构面的岩体灌浆是不适合的，即使对有可灌性的强透浆岩体也是不适合的。它的最大问题就在于对绝大多数岩体类型而言，经常出现有害的浆力劈裂现象。因此，GIN 灌浆法只适用于不含地质缺陷面的坚硬岩体，而根本不适应有地质缺陷面和软弱结构面的岩体。在灌浆工艺上，GIN 法也有局限性：它采用双栓塞自下而上分段灌浆，容易造成绕塞返浆和埋管。稳定浆液是 GIN 灌浆法的核心， 而实际上 GIN 灌浆法所采用的稳定浆液只是某种意义上的稳定浆液，即具有良好的流动性和稳定性，但不一定具有良好的可灌性，更不具有可控性，这在前面的浆液部分已经讨论过，笔者曾经在工程中使用过这种浆液，实际的结果证明这种浆液的缺陷：灌入孔内的稳定浆液长时间不凝固，甚至在灌浆结束 14 天后进行检查时，有些结石仍然非常软，没有强度，虽然压水试验满足设计要求，但这种帷幕的耐久性是值得怀疑的。因此，从某种意义上看，GIN 灌浆法根据灌浆强度值曲线的控制，按规定的结束标准达到了灌浆要求，但灌入的浆液在孔内长期不凝结，很容易被地下水冲蚀，灌浆的效果很难保证，灌浆质量的好坏在很大程度上同样取决于工程师的施工经验。灌浆的过程虽然没有常规灌浆方法复杂，但灌浆的时间仍然很长，在达到 GIN 值的情况下还要继续灌注一段时间，造成灌浆时间和浆液的浪费,灌浆效率和经济效益仍然较差。 GIN灌浆法虽然对浆液的流变参数、灌入能力、扩散半径、最大灌入量、最大灌浆压力等参数给予了考虑，但理论公式较理想化，中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计98与实际的误差仍然较大。根据对 GIN 法的特点及存在问题的分析和总结，虽然它较常规灌浆方法有很多优点，但仍然在很多方面有缺陷的地方，和常规灌浆方法同样属于非可控注浆。3 松软破碎巷道注浆加固参数的确定3.1 注浆浆液流型的判定方法浆液流型主要由注浆材料和水灰比决定，注浆材料一直是注浆技术研究的重要课题，针对水泥浆材和化学浆材的缺点，世界各国把研究新的注浆材料和改进现有的注浆材料作为现在和将来研究注浆技术的首要课题之一。因此，我们可以选用因子分析法。因子分析方法中因子载荷表示各影响因子与原始数据之间相关性的大小，是两者之间的相关系数，对其求特征值和方差贡献率可以依次按贡献大小分离出最具影响作用的因素。故本文又基于因子分析对上述问题进行进一步研究验证。步骤如下：（1）收集原始资料，建立原始信息矩阵：ijxx=i表示状态信息单元，j表示案例，其中1,2,in=，1,2,jm=（2）按照公式ijjijjxxxS=，()2211njijjiSxxn=对 x 矩阵中的数据进行标准化处理，使指标具有可比性。（3）计算各观察变量之间的相关数 R，其中 ()()11nijjikkjkm nijkxxxxRrnS S=ijx，ikx表示第i个被调查者对应于变量j、k的值。（4）求相对应于相关系数矩阵的特征方程RE的特征向量以及特征值，并按大小顺序排序。（5）接着是确定因子个数。i.当引子个数较少时，则可保留全部因子。ii.当因子个数较多时，则需要对因子进行筛选。筛选因子依照的原因如下：所取得的因子的累计方差贡献率达到 80%或 85%以上。其中方差贡献率iiPm=，累计方差贡献率12kiPm+=根据因子分析的结果，基本可以确定一种注浆材料的流型，进而确定计算注浆范围和注浆半径的模型。3.2 注浆范围和注浆半径的确定3.2.1 牛顿流体的注浆牛顿流体的注浆模型模型刘嘉材教授研究了二维光滑裂隙中牛顿流体的流动规律，根据牛顿摩阻力定律，推导出了扩散半径与注浆时间的表达式：021. 0020-0.0932.21rrTbPPR+=）（中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计992002027-)()ln(-101.02bPPrRrRT=）（式中：R浆液扩散半径；P注浆孔内压力；P0裂隙内静水压力；T注浆时间；b裂隙宽度；r0注浆孔半径；浆液初始粘度。该式可用来计算浆液的扩散半径和灌浆时间，也可根据扩散半径求所需的注浆压力。在公式推导的过程中， 将注浆流量 Q 用含有最大扩散半径 R 的式子去简化表达式， 把 Q 做为一个常数，而实际上浆液流量是随注浆时间的变化而变化的，不应是常数，同时该公式的推导没有考虑裂隙粗糙度的影响，对地下水阻力的影响考虑也不够，难以用来正确地计算浆液的渗透距离和评价裂隙的可灌性。Baker（1974）针对牛顿流体在裂隙内的辐射流动，采用平直、光滑、等开度的平行板裂隙模型，并假定注浆压力 P0和流量 Q 恒定不变，导出了如下层流关系式67：)11(203ln6220222030rrbQrrbQPP+=式中：P0在半径为 r0的钻孔内的压力；P在距离为 r 处的压力；Q浆液的体积流量；浆液的动力粘度；浆液的密度；b裂隙开度；r 浆液的扩散半径；r0钻孔半径。上式第一项为摩擦造成的压力损失；第二项是辐射流中动能改变而造成的压力损失，常被略出不计。上式在推导过程中同时假定注浆压力 P0和流量 Q 恒定不变的条件是不成立的， 因在灌浆裂隙入口处的压力不变的情况下，随着浆液在裂隙内扩散距离 r 的不断增大，r 处的压力梯度不断减小，浆液的粘度也在不断变化，随着时间的不断延长和扩散距离的不断加大，浆液流量是不断减小的。从上述公式中还可以得出如下推论，即只要压力 P0不为 0，则浆液的运动永远不会停止，灌浆过程可以无限制地延续下去。这一推论也显然与实际情况不符，说明这些公式中存在着严重缺陷。此外，在推导浆液在裂隙内的运动公式时，所采用的平直、光滑的平行板裂隙模型与天然裂隙差别太大，将理论公式应用于天然裂隙时，计算结果误差较大。张良辉考虑粗糙度和地下水粘性阻力的影响推导了牛顿流体灌浆时间与扩散半径关系的公式：中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计100+=4ln2ln24ln2)(1220202022020202rrrrrrrrvrrrrrvhhgbKteegeg式中：t灌浆时间；b裂隙开度；Kg粗糙度系数；g重力加速度；h0灌浆孔孔底压头；he地下水静水压头；v0浆液的运动粘性系数；v水的运动粘性系数；r0灌浆孔半径；r浆液在任意时刻的扩散半径；rg地下水的影响半径。上述公式考虑了粗糙度和地下水的影响半径，更接近于实际情况，但公式只考虑了水平裂隙，不具有代表性，未考虑浆液的粘度时变性，只考虑了牛顿流体，且裂隙隙宽的取值也不明确。石达民等人对时变性牛顿流体进行过实验研究，推导了浆液作一维层流时压力的变化规律(0)(t)-Pt),(max011=LPPP式中：P1、P0分别为灌浆孔内及浆液锋面处的压力；L max为浆液最大扩散距离；(t),(0)分别为灌浆后 t 时刻和灌浆开始时浆液的粘度。上式表达出了浆液运动过程中的一项基本规律，即浆液粘度随时间的延续不断加大，灌浆压力衰减的速率不断增加。但该式不能用于评价浆液的扩散半径随时间的变化情况。3.2.2 宾汉流体的注浆宾汉流体的注浆模型模型多数粘土浆液、粘度很大的化学浆液及水灰比小于 1 的水泥浆液均属于宾汉流体。由于宾汉流体比牛顿流体具有较高的流动阻力，因而两种浆液要达到相同的扩散距离，则宾汉流体需要较高的注浆压力。与牛顿流型相比，宾汉模型能更好地反映悬浊浆液存在内聚力的特征，因而自 80 年代以来许多研究者都采用了这一模型。 隆巴迪等人对浆液的内聚力在灌浆中的作用做过详细阐述，指出稳定的水泥浆是典型的既有粘度、又有内聚力的粘塑性宾汉体，浆液的粘度决定着浆液在一定的压力下于可灌裂隙内从灌浆孔向远处渗流的速度，而内聚力则决定着浆液能够到达的最远距离。由于浆液的内聚力有限制浆液扩散的作用，所以浆液的扩散距离总是有限的，灌浆所需的时间则取决于浆液的粘度。因此，国内外学者推导出了许多宾汉流体在岩体裂隙中流动规律的表达式。G.Lombardi（1985）根据力的平衡，导出了在开度为 b（原文为 2t）的裂隙中浆液的最大扩散半径maxR为：中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计101CbPR2maxmax=式中：P max为最大灌浆压力；C为浆液的内聚力。.基帕科71、O卢什尼科娃和杨晓东等人也在同时期的论文中发表过类似公式，如.基帕科的表达式为：02Pr=式中：P驱使浆液运动的压力差；0浆液的动切力；r 浆液的扩散半径；灌浆通道尺寸。维特克（wittke）和沃尔尼（Wallner）根据注浆压力变化梯度与浆液屈服强度的变化梯度之代数和为零，建立了平衡方程，推导出宾汉流体在等厚光滑裂隙中的扩散距离为0002rPR+=式中：P0注浆压力；0浆液屈服强度；R扩散半径；裂隙宽度；r0钻孔半径。以上三式在本质上是相同的，均是在理想条件下推导的（等厚光滑，未考虑浆液的粘度时变性和地下水的影响） ，公式中的 C 也就是0，注浆压力 P max、P0即为注浆压力差P。与维特克和沃尔尼考虑因素不同，HB加宾考虑了浆液重力密度及裂隙倾斜角度对宾汉流体扩散距离的影响，表达式如下：sin2)(0PtPPPaR=式中: R扩散半径；P注浆压力；P0地下水压力；裂隙倾角；p浆液重力密度；裂隙宽度；Pt粘塑性流体压力；a安全系数。裂隙向上倾斜时分母中取加号，裂隙向下倾斜时取减号。本公式与上述几式相比考虑了一般裂隙的扩散规律，其余影响因素与前相同。.卢什尼科娃针对多条开度不一致的裂隙同时灌浆时给出了如下公式：中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计102+=cpicpicpiiamMVRRexp)(021iiiPR=02式中：Ri压力差为iP时，由浆液体积1iV形成的灌浆帷幕半径；1iP压力差为1iP时，由浆液体积1iV形成的灌浆帷幕半径；M岩层厚度；M0总裂隙空隙度；cp裂隙平均开度；t封堵裂隙的最小开度；0浆液的动切力；裂隙数量；裂隙密度。在式（1-11）中，浆液体积的数值等于：如果,1iiPP,则=11inniVVV。在上述模型中存在着开度取值不明确、基于裂隙模型结果与实际结果的关系未作研究，同时未考虑粘度时变性和地下水的影响。杨晓东(1987)认为，当宾汉流体在裂隙中作低雷诺数的平面径向层流运动时，若忽略浆体的流动惯性和重力作用，其流动的基本方程为:0300lnhQ6-)r-(r3-rrhppB=式中：p灌浆压力；p0裂隙入口处压力；B裂隙中浆液流动时呈塞流运动处的切力；Q灌浆流量；r浆液扩散半径；h裂隙开度；r0钻孔半径；浆液的塑性粘度。这一公式未考虑浆液粘度时变性和地下水的影响。Hassler 等人用渠道网络代替裂隙面，将二维辐射流简化为一维直线流。在单条渠道内，浆液的运动方程为：)431 ()(12)(303ZZLthhWgbQpL+=中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计103=21,)(min00LhhgbtZL上两式中，Q 为注浆量；W 为渠道宽度；b 为渠道高度（即裂隙开度） ；h0、Lh分别为孔内及扩散距离 L 处的压力水头；)(tp、)(0t为 t 时刻浆液的塑性粘度和动切力；为塑性浆液密度；L 为扩散距离。Hassler 等人的模拟研究考虑到了裂隙的倾角，驱替地下水的压力消耗，以及浆液流变参数的时变性。更重要的是，实时模拟技术可以较准确地反映流量随压力梯度的减小（或扩散距离的增大）而递减的规律。这些与以往的研究工作相比，无疑具有质的飞跃。但是他们的研究成果在很大程度上需要改进：第一，渠道网络模型中的参数太多，包括渠道密度、宽度、高度等，在应用时这些参数要靠人为给定，若给定的值不恰当，计算结果将严重失真。第二，模拟中没有考虑灌浆压力对岩体的作用，因而只适用于低压渗透灌浆的模拟计算，当灌浆压力较高时，模拟结果会与实际情况有较大的误差。郑长成考虑了裂隙倾角和方位角的影响， 将浆液粘度时变性参数做了简化， 且提出了 “等效水力开度”的概念。得到浆液最大扩散半径的公式81为：cossin200maxhhgbbpr=wppp=00式中：0p为灌浆孔内裂隙入口处的有效压力；P0为裂隙入口处的压力；pw为地层静水压力；bh等效水力开度；0浆液动切力；浆液密度；裂隙倾角；裂隙内浆液流动方向所处的方位角。公式中考虑了等效水力开度、裂隙的倾角和粘度时变性，但上述公式的推导有许多不足之处。公式中虽考虑了宾汉流体存在流核，但考虑的不够全面，用了对称性原理，以下边缘满足的边界条件代表整个横截面满足的边界条件，同时认为流核中间处的动切力为零，实际上中间处的动切力为初始动切力。且等效水力开度不具有实际的应用价值，只是一个等效的概念。由于以上的不足影响了推导公式的正确性。阮文军考虑粘度时变性推导了牛顿流体和宾汉流体的注浆扩散模型，在推导宾汉流体时考虑了流核的存在，在浆液的影响参数方面考虑的比较全面，对被灌介质考虑的不多，公式中引用了郑长成的等效水力开度，未考虑地下水的影响半径，因此计算结果与实际结果仍有一定的误差。葛家良针对隧道围岩结构面注浆，建立了浆液在二结构面中扩散的 GJL 模型。并假定水泥浆动力粘度和动切力服从杨晓东提出的公式，忽略惯性力的影响，考虑了粘度时变性的影响，提出的公式为：中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计104=TrscaswTqepprR18)(exp300式中：R最大注浆扩散半径；r0注浆孔半径；p0注浆孔内浆液压力；psw结构面中水（或气）压力；结构面开度；a,c分别为浆液常数和浆液水灰比的平方；s浆液塑性粘度；T整个注浆过程的时间；qr整个注浆过程中的浆液平均流量；T与注浆起始时刻、浆液停止流动时刻有关的一个累加值。从以上的分析和总结中可以看出，目前裂隙岩体注浆理论都有各自的假设和适用范围，有很大的局限性。其中共同点是都存在着裂隙隙宽的取值不明确，虽然郑长成提出了等效水力开度的概念，但等效水力开度在实际应用中不具有实用价值，而裂隙隙宽是注浆理论中被灌介质的一个很重要的参数，它的取值直接影响着计算结果的正确性；有些公式虽然考虑了地下水的影响，但不够全面，而这些问题影响着注浆扩散理论的正确性。以上公式都不同程度的存在一些问题，需要考虑的因素应更全面一些，以使推导的理论公式更接近于实际，指导灌浆施工。3.3 注浆孔的布置注浆范围和注浆半径确定后，就可以确定孔间距。确定孔间距时，既要考虑最大限度地发挥每个注浆孔的作用,减小工程造价，又要保证注浆后浆液渗透范围有一定的交叉，所以注浆孔的间排距应小于 2 倍的扩散半径，注浆孔采用等距布置，一般排距 m 取 0.87 倍的 2 倍扩散半径，间距 n 取 0.8 倍的 2 倍扩散半径。即有：m =1.74L, n =1.6L注浆孔的布置还要考虑加固效果。松软破碎煤巷一般底鼓量比较大，巷道两顶角和两底角的裂隙较发育，塑性区范围大,而巷道的帮角围岩又是重要的传力和承力部位，加固该部位可有效地控制松软破碎煤巷底鼓，,因此松软破碎巷道注浆要考虑在两顶角和两底角布置注浆孔。3.4 注浆压力渗透注浆的注浆压力主要由 3 部分组成：管路压力损失1p；浆液在松软破碎煤巷围岩中的渗透压力2p；注浆管水头压力差压力损失3p 。管路压力损失1p由输浆管摩擦阻力1p、 注浆管摩擦阻力 1p和出浆孔阻力 1p等 3 部分组成9。由黏性流体力学可知,输浆管的摩擦阻力1p为：vRLRqLp200400188=中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计105其中:0L为输浆管长度；q 为浆液流量。注浆管摩擦阻力 1p 为： 1p =11L其中:1为注浆管的摩擦阻力系数；1L为注浆管长度。出浆孔阻力31p因受浆液流动形态的影响，比较复杂，无法计算，只有通过试验量测浆液通过出浆孔的压力损失。所以注浆时的管路压力损失1p为： 111200 1 1118pLvRLpppp+=+=因渗透注浆要求在不破坏围岩现有应力状况的条件下，将浆液充填到围岩孔隙中,增强围岩的粘聚力，因此渗透压力2p要小于由弱面控制的围岩体的抗拉强度t。注浆管水头压力差压力损失3p 主要是注浆管的两端高差引起的，巷道两帮的注浆孔水平或者近似水平,因此3p =0,巷道顶板注浆孔是垂直或者近似垂直。hp=13式中:1为浆液容重，h为注浆管长度。松软破碎煤层巷道注浆的极限压力sp为hpLvRLpts+=1 1112008因管路压力损失和压力差压力损失远小于煤体的抗拉强度，注浆压力主要由煤体的抗拉强度决定，注浆时，围岩严重破坏时注浆压力可选用 0.5MPa，较破碎时可选 1.0MPa10。4 结论针对松软破碎巷道进行注浆加固时，经实践可得下列规律：1)在松软破碎煤巷注浆时,一般排距取 0.87 倍扩散直径，间距取 0.8 倍的扩散直径，但因巷道两顶角和两底角的裂隙较发育,塑性区范围大，而巷道的帮角围岩又是重要的传力和承力部位,因此松软破碎煤巷注浆要考虑在两顶角和两底角布置注浆孔。2)渗透注浆的注浆压力主要由管路压力损失、渗透压力和压力差压力损失组成。但因管路压力损失和压力差压力损失远小于煤体的抗拉强度，所以注浆压力主要由煤体的抗拉强度决定。中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计106参考文献1冯豫.我国软岩巷道支护的研究J.矿山压力与顶板管理,1990,2:42-44.2何满潮,景海河,孙晓明.软岩工程力学M.北京:科学出版社,2002.3李文洲.受采动影响巷道破碎围岩综合注浆加固研究J. 铁道建筑技术,2011,9:344.4地基处理手册编辑委员会， 地基处理手册M，北京：中国建筑工业出版社，1988，283287，331371。5靖洪文,付国彬,郭志宏,等.深井巷道围岩松动圈影响因素实测分析及控制技术研究J.岩石力学与工程学报,1999,18(1):70-74.6杨米加,陈明雄,等.注浆理论的研究现状及发展方向 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However, because of the complexity of anomalous pressure.as well as the mutability of surrounding rock conditions caused by caving, a number of difficultiesare encountered in building an exact and systematic mathematical mechanical model. Furthermore,because geological conditions differ considerably in various parts of a coalfield and the reality isvery complex, we must therefore adopt a number of different measures and methods to predict andmonitor geological conditions, given that many methods have their own limitations. The process ofcalculation for the support of the surrounding rock summarizes this mechanism, thus perfecting themethod of forecasting and monitoring, forming a feasible and efficient system for safety inproduction, ensuring security and efficiency at coal mining faces. Coal mine pressure anomalies,showing up in fully-mechanized caving fields, as dynamic phenomena interfering withsafe production in coal mines, refer to anomalous rock pressure occurring under special conditions.When the mechanical balance is broken in a coal (rock) body around a coal mining field, it usuallyshows up as damage to the support system. as a crushed or sinking roof level or as severe spalling,before the occurrence of risky leaks and ultimately coal and gas outbursts. When rock pressureappears as anomalies, it often results in damage to equipment, significant loss of coal resources andforming simultaneously significant security risks, which in coal mines may lead to devastatingconsequences. In recent years, a large number of mine pressure anomalies occurred infully-mechanized caving mines in Chinas Yanzhou and Xuzhou mining areas, causing considerableeconomic losses to coal companies. Therefore, further systematic study of the structure andmovement of the overlying rock in fully-mechanized caving mines, may reveal the behavior ofmine pressure anomalies, discover the conditions under which these anomalies occur, find methodsto forecast and prevent them, in order to achieve safety and efficient production 1-4.2.Coal seam conditions and structure of overlying rockThe Jisan Coal Mine is located in a suburb Jining city, where the mining area is about 110 km2.Geological reserves of 880 million tons, industrial reserves of 800 million tons, and recoverablereserves of 530 million tons have been confirmed. The #3 coal layer has 400 million tons of coal,accounting for 75.5% of recoverable reserves.These coal strata are part of the Permian Shanxi Formation and the Carboniferous Taiyuan, witheight layers of locally accessible coal and an average thickness of 10.44 m. The major recoverablecoal is found in the 3up, 3down layer with an average thickness of 6.21 m. The geological condition ofthe mining area is a simple middle structure. The main north-south normal fault is apparentlyregular, with most of the east rising and the west falling. Also, there are faults showing thedevelopment of east-west with the east and southeast dipping gently, generally at slopes less than 5o,and gentle changes in their wrinkly trend. Deeper dips toward the west and southwest have slopesbetween 5o and 9o. The mine is expected to discharge 516 m3/h of coal water. The key layer,affecting anomalies in water inrush from the roof in the working faces, is the following layer of thesecond rock beam, i.e. M5 siltstone, 6.5 m thick, and a detailed roof rock structure is shown inTable 1 5,6.中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计1093.Analysis of roof water inrush pressure causing anomalous crushingsupportsThe main reasons for the five water inrush accidents which flooded the #6301 working face ofJisan are twofold: 1) the overlying stratum contains water; according to drilling data from thesurface and audio-frequency electrical penetration at this working face, there are four water-richareas above the face, located at both ends and the middle. Moreover, water-rich Jurassic strata arefound at 193 m above the roof of 3down coal seam. 2) Large area of main roof caving, break linesextending to overlying aquifers, as well as faults in the working face; with the initial face exposed,water is showing up along the fault plane; with working face advancing, the exposed fault lengthalso increases, resulting in a continuously increasing water inrush 7-10. Therefore, thebreak lines communicate faults to the water-rich fault zones as shown in Fig. 1.中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计1103.1.Reasons of roof water inrush anomalies crushing support 1) The support force resisting pressure is insufficient against roof convergence (support isworking under a given deformation status). 2) Pressure on the roof rock beams is excessive; supportload bearing capacity cannot meet the conditions to main roof convergence (to the givendeformation status), i.e., roof convergence exceeds the maximum value of nominal yield of support11,12.3.2.Conditions of occurrence of roof water inrush anomalies crushing supports 1) With progressive face advance, the overlying rock layer is in communication with thewater-rich sandstone layer which causes increase in the thickness of simultaneously moving mainroof, decrease in main roof span length, and increase in roof pressure: 2) The depth of roof breaklines from the front wall increases, causing decrease in the thickness of immediate roof; 3) Theimmediate roof is thin which increases the roof-floor convergence; 4) The main roof is, in general,very thick, and it is easy to form a large cantilever beam space, causing an impact on the main roofdynamic pressure when roof caving 13.3.3.Structural model of roof water inrush caused 6y anomalies1)In a given deformation condition, the roof convergence is determined by the position of afree-falling rock beam contacting the floor in the gob shown in Fig. 2, i.e.,Th=AhwhereAh=EAKCS (1)hdKMhSAZA=) 1( (2)中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计1112) Relationship between roof water inrush and movement of overlying rock strata In a case of a given open-off cut position and the length of the working face, the broken rockstrata may reach to rock aquifer, especially water-rich region, with progressive face advance 14-17 . When the aquifer is parallel to the seam, as in Fig. 3, the possibility of flooding and relatedparameters of the model can be determined. Where L is the advance step at the working face; Lo length of working face; LB water-rich areain rock stratum of water open-off cut location; LR center of breaking rocks (breaking arch) cut fromthe bottom position; h height of broken rock stratum; H height of water in rock stratum: and a widthof water-rich zone.3.4.Support conditions in #6301 working face and the actual effects of roof control duringflood According to the analysis of the first roof water inrush accident, the pressure crushed the supportof the #6301 working face, when it advanced 613 m, increased the volume of the water at the faceto 50 m3/h, flooding the coal mine and the gob area. With the working advancing, a big bang abovethe face was heard (the sound of main roof breaking) and the volume of water at the face increasedto 327 m3/h, with a maximum volume of 350 m3/h. This caused some of the temporary electrical中国矿业大学 2012 届本科生毕业设计112stations to be inundated and wo