祁南煤矿1.5Mta新井设计【含CAD图纸+文档】
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祁南煤矿1.5Mta新井设计【含CAD图纸+文档】,含CAD图纸+文档,煤矿,1.5,Mta,设计,CAD,图纸,文档
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专题部分煤矿巷道锚杆支护技术研究摘要：煤矿巷道支护经历了木支护、砌碹支护、型钢支护到锚杆支护的漫长过程。我国煤矿于 1956年开始在岩巷中使用锚杆支护，至今已有50多年的历史。锚杆支护经历了从低强度、高强度到高预应力、强力支护的发展过程。早期的锚杆主要是机械锚固锚杆、钢丝绳砂浆锚杆、端部锚固树脂锚杆、快硬水泥锚杆及管缝式锚杆等。这些锚杆支护强度与刚度低、支护原理上仍属于被动支护，只适应于 简单地质条件。对高强度锚杆支护技术的认可是19961997年引进澳大利亚锚杆支护技术开始的。通过引进技术与示范工程，高强度螺纹钢锚杆并进 行加长或全长树脂锚固，动态支护设计方法，小孔径树脂锚固预应力锚索等新技术、新材料、新方法 在很多矿区得到推广应用，取得较好的支护效果和经济效益。但是，随着巷道埋深增加，地质条 件的复杂化及受到强烈的采动影响，高强度锚杆支护逐渐暴露出很多问题。在深部及复杂困难巷道中，高强度锚杆支护巷道围岩变形大，支护构件破坏严重，支护效果差，不能满足安全生产要求。关键词：煤矿；巷道支护；锚杆支护；成套技术Study on bolt support technology in coal mine roadwayAbstract : Coal roadway through wood supporting, arching support, steel support by bolting long process. Chinas coal mines in 1956 began to use the rock bolt support, has been more than 50 years of history. Bolt support has experienced the development process from low strength, high strength to high prestress and strong support. Early bolting is mainly mechanical anchoring bolt, steel wire rope mortar anchor bolt, anchor bolt, fast and hard cement anchor bolt and pipe joint bolt. The strength and stiffness of the anchor bolts are low, and the support is still in the passive support, which is only suitable for the simple geological conditions. The approval of the high strength bolt support technology is the beginning of the introduction of Australian bolt support technology from 1996 to 1997. Through the introduction of technology and demonstration project, high strength thread steel bolt and lengthened or resin anchoring length, dynamic support design method, small aperture resin anchoring prestress anchor new technology, new materials and new methods in many areas get popularization and application, has good supporting effect and economic benefit. However, with the increase of buried depth, the complexity of the geological conditions and the impact of strong mining, high strength bolt support gradually exposed a lot of problems. In the deep and complicated roadway, high strength bolt support roadway surrounding rock deformation is big, the support member destruction is serious, the support effect is poor, can not meet the safety production requirements.Keyword: coal mine; roadway support; bolt support; complete set of Technology1 前言我国煤矿主要是井工开采，需要在井下开掘大量巷道。据不完全统计，国有大中型煤矿每年新掘进的巷道总长度高达8 000 km 左右，80%以上是开掘在煤层中的巷道，保持巷道畅通与围岩稳定对煤矿建设与安全生产具有重要意义。随着煤矿开采强度与范围显著增加，巷道布置 出现了以下发展方向：(1) 在巷道层位方面，永久性巷道从岩巷向煤巷发展，以提高掘进速度，缩短 建井周期；放顶煤开采技术的广泛应用，使得回采 巷道从岩石顶板煤巷向煤层顶板巷道和全煤巷道发 展。(2) 在巷道断面形状与大小方面，拱形断面向矩形断面，发展以提高掘进速度与断面利用率，回 采巷道有利于采煤工作面的快速推进；小断面向大 断面发展，以满足大型采掘设备与高开采强度的要 求。(3) 在回采巷道数量方面，单巷布置向多巷发展，以满足高瓦斯矿井及大型矿井运输、通风的要求。（4）从巷道赋存条件方面，埋深从浅部向深部发展，从简单的赋存条件向复杂的赋存条件发展。所有这些发展趋势都增加了巷道支护的难度，对支护技术提出了新的要求。2 煤矿巷道支护的分类根据支护对围岩的作用方式可将煤矿巷道支护分为4类: 支护力作用在巷道围岩表面的支护方式,如各种类型的支架、喷射混凝土、砌碹支护等;支护力不但作用在围岩表面,而且作用在围岩内部的支护方式,如锚杆与锚索支护;改善巷道围岩力学性质,提高围岩强度的加固方法,如各种注浆加固方法; 改善巷道围岩应力状态,使巷道处于应力降低区,如各种应力控制技术。(1) 砌碹支护。砌碹支护是应用很早的支护方式,目前在一些矿井的硐室、大巷中仍然采用。按砌 碹支护材料可分为:料石、混凝土砌块、现浇混凝土、 现浇钢筋混凝土等。但是,砌碹支护属于刚性被动支 护,不仅支护成本高、施工速度慢,劳动强度大,而且 不能适应围岩大变形。除特殊巷道和硐室,一般不宜采用。(2) 棚式支架。棚式支护曾经是煤矿巷道的主要支护方式,在20世纪 90年代初,这种支护所占的比重高达80%以上。按支护材料可分为木支架、钢筋混凝土支架及金属支架,其中木支架与钢筋混凝土支架已经逐步被淘汰。金属支架按工作原理分刚性与可缩性支架;按支架材料分为工字钢、U型钢及其 它;按断面分为梯形、拱形、圆形、环形。但是,棚式支 架也属于被动支护,支架与巷道表面很难密切接触,控制围岩早期变形的能力差,在复杂困难条件下支护效果差、成本高。棚式支架的用量在逐年减少,被锚 杆支护逐渐替代。(3) 锚喷支护。我国煤矿于1956年开始在岩巷中使用锚喷支护,至今已有50多年的历史。喷射混凝土可及时封闭巷道周边,实施密贴支护,减少水、风 对围岩强度的影响。锚杆可及时支护围岩,起到主动加固作用,充分发挥围岩的自承能力。经过多年来连续不断的研究、试验与推广应用,锚喷支护技术无论在支护理论、支护设计,还是支护材料、施工机具与工艺、质量检测与矿压监测方面都取得了长足发展。锚喷支护不仅成为岩巷首选的、性能优越的支护形式,而且锚杆支护也成为煤巷的主体支护方式。(4) 复合支护。复合支护是采用两种或两种以上的支护方式联合支护巷道。如果能充分发挥每种支护方式，会有更好的支护效果和更广泛的适用范围。复合支护虽然适用范围广,但支护费用高,成巷速度慢,支护形式 选择不匹配时,往往造成各个击破的情况。应针对巷道具体条件,选择合理的复合支护形式,才能达到预期效果3 锚杆支护的发展历史与现状3.1国内发展历史与现状在煤矿巷道支护中，锚杆支护与传统的棚式支护相比，具有显著的技术与经济优越性，现已发展成为世界各国矿井巷道以及其它地下工程支护的主要形式之一。我国从1956年起，在煤矿岩巷中使用锚杆支护，至今已有40余年的历史，60年代锚杆支护开始进入采区。“九.五”期间，原煤炭工业部将锚杆支护列为煤炭工业技术发展的五个项目之一，经过教学，科研与生产单位的联合攻关，煤巷锚杆支护技术有了较大的提高，煤巷中锚杆支护的应用有了迅速发展，到1998年，煤巷锚杆支护比重提高到了20.14%。半煤岩巷中提高29.74%。发展煤巷锚杆支护是我国继推行综采后的第二次重大支护技术革命。给我煤矿带来了巨大的技术经济效益。回顾锚杆支护的发展，它经历了如下的发展历程：1945-1950年，机械式锚杆研究与应用；1950-1960年，广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究；1960-1970年，树脂锚杆推出并在矿井得到应用；1970-1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并应用，研究新的设计方法。长锚索产生；1980-1990年，混合锚头锚杆、衔架锚杆、特种锚杆等得到应用，树脂锚固材料得到改进；1990-2000年，螺纹钢锚杆为代表的锚杆加之长锚索得到了广泛的应用。煤矿锚杆支护的发展，使矿井中的吨煤成本和巷道的支护成本显著降低。巷道推进速度有了很大的提高。支护质量和安全条件得到了很大的改善，找到了煤矿发展的技术途径。从我国各主要产煤矿区在煤巷、半煤岩巷、开拓巷道推广螺纹钢锚杆支护和在煤层巷道中推广螺纹钢锚杆加锚索联合支护技术的情况看，综采综放工作面原煤产量、掘进的单进水平大幅度提高，事故率大幅度下降，取得了巨大的经济效益和社会效益。3.2国外的发展历史与现状早在四十年代，美国、前苏联就已在井下巷道使用了锚杆支护，以后在煤矿金属矿山、水利、隧道以及其他地下工程中迅速得到了应用和发展。特别是美国、澳大利亚等国，由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术及其辅助施工设备不断发展并日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，目前在煤矿巷道支护比重中几乎达到了100%。澳大利亚是目前使用锚杆支护技术最普遍、效果最好的国家之一。澳大利从20世纪60年代初推行旺格利采煤法以来，在回采巷道均采用W型钢带组合锚杆支护及型钢支护。自1971年采用长壁采煤法以来，工作面上下顺槽也采用W型钢带组合锚杆支护，其最大巷道断面达15以上。此外，在巷道交叉点、大峒室及处理顶板冒高区，也都采用组合锚杆支护，且随着具体条件的变化，锚杆的形式也有所区别。在支护设计方面他们认为水平主应力是巷道布置和支护设计的依据，1991年已完成了澳大利亚主要矿区的“地应力图汇编”工作。其配套机具和支护材料比较先进，已经达到规范化和系列化的程度。澳大利亚特别重视巷道监测技术，它不仅保证了巷道安全程度，而且可用于验证和修改初步设计。英国最近几年锚杆支护技术发展极为迅速，20世纪80年代中期，在美国、澳大利亚等国的影响下，巷道中有重新采用锚杆支护技术。到目前为止锚杆支护巷道的长度占巷道总长度的80%以上。英国的锚杆支护是从澳大利亚引进的，支护设计依据为水平应力理论，认为锚杆对顶板提供侧向约束作用与抗剪切作用。设计方法包括地质力学评估、初始设计、修改设计、安全监测等步骤。锚杆种类主要是全长锚固树脂锚杆。前苏联煤矿的回采巷道情况与我国基本相同，他们使用锚杆支护也比较普遍，如在阿巴谢夫斯亚矿、尤比莲姬矿等巷道锚杆支护率达80%95%，取得了较好的支护效果。锚杆作为一种新型的支护方式，我国从20世纪50年代开始，首先在煤炭和冶金系统的地下工程中进行试验，以后发展到铁路、水电、军工等系统，取得了巨大成就，积累了丰富的经验。从1955年到1975年是试验摸索阶段。在这一时期主要是试验锚杆支护，摸索实践经验，并在此基础上又试验了喷砂浆支护且把锚杆支护有机结合起来，形成了锚喷支护，在理论上进行了总结，为完善锚杆支护技术奠定了良好基础。从1975年到现在是全面推广阶段。煤炭部把这项新技术确定为煤矿井巷支护的发展方向，并作为重大技术项目在全国推广。1978年锚杆支护、喷浆等技术被列为国家新技术重点推广项目，且扩大了锚杆的使用范围，在设计工艺、装备和理论研究等方面都取得了很大进展。“九五”期间，煤炭部把锚杆支护技术定为五大攻关项目之一，特别是在回采巷道中要大力推广使用锚杆支护技术，结合我国实际情况，在理论、设计方法、施工材料、机具以及施工质量、监测仪器上，要引进和借鉴澳大利亚和英国的先进技术和方法，在试验的基础上，力争使我国的锚杆支护技术有一个较大的发展4煤巷锚杆支护理论的发展随着煤巷锚杆支护技术的快速发展，对锚杆支护理论的研究也取得较大进展。在大量理论分析、 实验室试验、数值模拟及井下试验研究成果的基础上，进一步深化了对锚杆支护作用本质的认识，指导和促进了巷道锚杆支护技术的推广应用。（1）悬吊理论:Louis A.Panek于1952-1962年间提出，锚杆的作用是将直接顶板悬吊到上部坚硬岩层。在软弱围岩中锚杆的作用是将直接顶板的破碎岩石悬吊在其上部的自然平衡拱上，拱高可采用普氏压力拱理论估算。悬吊理论能较好地解释锚固顶板范围内有坚硬岩层时的锚杆支护。但跨度较大的软岩巷道中，普氏拱高往往超过锚杆长度，悬吊作用难以解释锚杆支护获得成功的原因。（2）组合梁理论:德国Jacobin等于1952年提出组合梁作用理论，其实质是通过锚杆的径向力作用将叠合梁的岩层挤紧，增大层间的摩擦力，同时锚杆的抗剪能力也阻止层间错动，从而将叠合梁转化为组合梁。组合梁理论能较好地解释层状岩体锚杆的支护作用，但难以用于锚杆支护设计。在组合梁的设计中，难以准确反映软弱围岩的情况，将锚固力等同于框式支架的径向支护力是不确切的。（3）拱形压缩带理论:T.L. V Rabcewicz于1955提出安装锚杆后使巷道围岩中形成连续的压缩带，锚杆的作用是使围岩中产生一定厚度的压缩带承受围岩压力的观点。美国T. A.Lang和Pender70年代提出锚杆的拱形压缩带作用原理，T.A.Lang通过二次元光弹性试验证实了拱形压缩带的存在。与拱形压缩带理论相似的还有组合拱理论。（4）最大水平应力理论:该理论由澳大利亚学者盖尔提出，该理论认为:矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，水平应力具有明显的方向性，最大水平应力一般是最小水平应力的1.52.5倍。在最大水平应力作用下，顶底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动而膨胀造成围岩变形，锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动。（5）锚杆作用机理的新研究:近年来，国内外有不少学者开始另辟研究新思路，进一步研究锚杆作用，主要包括以下一些理论l6:加拿大Indraratna和Kaiser于19891990年提出全长锚固锚杆的分析设计模型，通过提高围岩的内摩擦角和内聚力来体现锚杆的锚固作用，按照简化的，线性本构关系和Hoke-Brown破坏准则确定围岩的塑性区。拱形压缩带理论揭示了软弱围岩中锚杆的作用，它与组合梁理论类似，拱形压缩带的承载能力难以确定，且很难和锚杆锚固强度联系起来。基于锚杆对煤岩体的作用，提出多种锚杆支护理论。除传统的悬吊、组合梁与加固拱外，还有围岩松动圈支护理论、围岩强度强化理论等。归纳起来有3种模式：(1)被动地悬吊破坏或潜在破坏范围的煤岩体；(2)在锚固区内形成某种结构 简单地(梁、层、拱、壳等)；(3)改善锚固区围岩力学性能与应力状态，控制围岩变形与破坏。通过不断深入的研究后发现，锚杆支护的本质作用以第3种模式为主。同时，借鉴国内其他行业岩土锚固理论与实践应用成果以及美国煤矿锚杆支护理论与实践经验发现，巷道开挖后立即支护，并施加足够 高的安装力，即锚杆、锚索预应力，提高锚固体的刚度是非常重要的。从巷道支护过程看，传统的深部及复杂困难巷 道大多采用二次支护理论。但目前很多巷道二次或 多次支护仍然不能有效控制围岩变形与破坏。怎样才能有效解决深部及复杂困难巷道支护难题？能否通过有效技术途径，实现一次支护，其技术关键是什么？为了回答这些问题，进行了大量的理论研究、煤炭科学数值模拟及井下试验，提出了高预应力、强力支护理论其核心是强调锚杆、锚索预应力及其扩散对支护效果的决定性作用，采用高预应力、强力锚杆组合支护，通过合理的支护设计，实现一次支护。该支护理念的提出主要考虑以下两方面：(1) 首先一次支护是矿井实现高效、安全生产的要求。随着采煤工作面推进速度与产量的大幅度提高，要求服务于回采工作面的顺槽应在使用期限内保持稳定，基本不需要维修；对于大巷和硐室等 永久工程，更需要保持长期稳定，不能经常维修。再则，很多巷道与硐室掘出后就要安装设备，给二 次支护及后续的维修施工带来很大困难，而且存在不安全因素。(2) 更重要的是一次支护是锚杆支护本身的作用原理决定的。锚杆支护的基本原理与设置在巷道开挖表面的支护有本质的区别。由于煤岩体基本上 属于不连续体，也不能用研究连续体的方法分析锚杆支护的作用。要充分发挥锚杆的支护作用，必须 保证锚杆有足够的锚固力，而且锚杆的工作阻力能够有效地扩散到围岩中。而围岩离层、滑动、裂隙 张开及新裂纹的产生等不连续变形恰恰是影响锚固力，阻隔锚杆工作阻力扩散的主要因素。大量的井下工程实践表明，巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护，并施加足够的预应力，能够控制围岩早期离层，支护效果最佳；而在已发生离层、破坏的围岩中进行锚杆、锚索支护，虽然有时支护体受力很大，但支护效果不明显。5煤巷锚杆支护研究方法概述煤巷锚杆支护成套技术是一个庞大的系统，包括巷道围岩地质力学测试、锚杆支护设计、支护材料、施工机具与工艺、支护工程质量检测、矿压监测、特殊地质条件支护技术等诸多方面。5.1 巷道围岩地质力学测试技术巷道围岩地质力学测试主要包括地应力、煤岩体强度与结构测量。在地应力测量方面，煤矿井下主要采用应力解除法与水压致裂法。应力解除法主要采用国内研制的测量仪器，也有些矿区引进了澳大利亚等国家的仪器与技术，进行原岩应力与次生应力测量。对于水压致裂法，除从地面钻孔测量外，煤炭科学 研究总院开采设计研究分院开发研制了专门用于煤矿井下的小孔径水压致裂地应力测量仪器，在全国20多个矿区进行了300余个测站的测量工作，获得大量宝贵的测量数据。在煤岩体强度测试方面，开发出钻孔触探法井下煤岩体强度原位测定装置，在井下钻孔中能够快速、准确地测量煤岩体的抗压强度26。在煤岩体结构观测方面，开发出矿用电子钻孔窥视仪，可快速、清晰地观测煤岩体中的节理、层理、裂隙等结构面及离层。全面、可靠的地质力学参数为巷道布置和支护设计提供了必要的基础参数。5.2 锚杆支护设计方法目前，煤矿巷道锚杆支护设计普遍采用动态信息设计法27。设计不是一次完成的，而是一个动态过程；充分利用每个过程中提供的信息，实时进行信息收集、信息分析与信息反馈。进行锚杆支护设计时，锚杆与锚索支护各构件之间的相互匹配对发挥各构件及支护系统的整体支护效果具有十分重要的作用。锚杆托板、螺母应与 杆体的强度匹配，锚固剂的力学性能应与杆体匹配，组合构件及金属网的形式与力学参数应与杆体匹配。锚索与托板、组合构件及金属网之间的相互匹配与锚杆类似。高预应力、强力锚杆杆体应配套高强度拱形托板、高强度螺母及高效减摩垫片，组合 构件应配套强度与刚度比较高、护表面积比较大的W型钢带，金属网好采用强度与刚度高的钢筋网。对于高预应力、强力锚索，应使用高强度、拱形大托板，实现锚索预应力与工作阻力的有效扩散。否则，任何支护构件的破坏，都会影响支护效果，甚至有可能导致整个支护系统的失效。此外，锚杆与锚索的形式、参数与力学性能应相互匹配，使锚杆与锚索共同发挥支护作用，避免各个击破。5.3 锚杆支护材料锚杆支护材料经历了低强度，高强度，到高预应力、强力支护的发展过程。普通Q235圆钢黏结式锚杆是我国煤矿曾经广泛使用的锚杆型式。目前，一些地质条件简单的矿区仍在使用。为了适应复杂困难巷道条件，开发出高强度螺纹钢锚杆支护系列材料。通过杆体结构与形状优化，有利于提高锚固效果；通过开发锚杆专用钢材，达到高强度和超高强度级别8，9。在预应力锚索支护方面，开发出煤矿专用的大直径、高吨位锚索。索体直径大达22 mm，拉断载荷达600。5.4 锚杆支护施工质量检测与矿压监测在锚杆施工质量检测方面，开发出系列锚杆拉拔计，锚杆预紧力检测器具，及声波锚杆锚固质量检测仪。在巷道的矿压监测方面，开发出各种测量表 面位移、顶板离层、深部位移的仪器，及测量锚杆、锚索受力的系列仪器。近年来，还研制出先进的巷道矿压综合在线监测系统。井下采集数据，传输至井上，可实时进行矿压的监测与数据分析。5.5 锚固与注浆联合加固技术在松散破碎的煤岩体中开掘巷道，单独采用锚杆支护，锚固效果差，锚杆性能不能充分发挥。此外，对于破坏巷道维修或翻修，单独采用锚杆支护也很难取得较好的支护效果。将锚固与注浆加固技术有机结合，是解决破碎围岩巷道支护的有效途径。根据煤矿巷道的特点，开发出不同形式的注浆锚杆。对于极破碎煤岩体，还引进和研制出了钻锚注加固技术，解决了难成孔的破碎煤岩体加固难题。在小孔径树脂锚索基础上，研制出树脂与注浆联合锚固锚索。通过控制注浆参数，达到注浆加固的目的。注浆材料除常用的水泥基材料外，还开发出不同类型的化学加固材料，如聚氨酯、脲醛树脂等，以适应不同的围岩条件。6 煤巷锚杆支护存在的问题6.1 对锚杆支护技术理论有待提高近年来，国内外对锚杆支护技术提出了最大水平应力理论。这一理论是由澳大利亚学者盖尔提出的。该理论认为矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，水平应力具有明显的方向性，其最大水平应力一般为最小水平应力的1.52.5倍，因此煤巷顶板的稳定性主要受水平应力的影响。但该理论在应用还存在如下两个问题：（1）在支护参数的确定过程中，围岩破坏区域的位置及其大小是最重要的依据，但此理论在判断围岩状态时，是基于围岩水平最大且顶部破坏区域最大这一情况的。显然，在实际中，这种情况是不易满足的。（2）围岩破坏区的确定相当困难。该理论在应用时，只要求测出地应力和岩石的力学参数，但是，对这两个参数进行准确进行测量本身就是一个就是世界性难题，而这两个与围岩破坏区之间的关系更是难以判断。6.2煤巷锚杆杆体材料有待改进，锚杆机具配套设施还有待改善目前我国锚杆支护中常用的锚杆杆体材料是钢材，它的强度及韧性有限，抗腐蚀性能极差，这些特性都限制了更高强度锚杆的发展，增加了工程应用成本，在以后的研究中应时刻关注新材料方面的发展，将更多地性能更好，成本更低的材料引入锚杆支护系统中。锚杆机具性能是决定锚杆安装质量与施工速度的关键。澳大利亚不仅重视研制各种具体的用途的锚杆结构型式，而且极为重视锚杆机钻装机的不断研制更新。我国目前虽然电动、风动和液压锚杆钻机都有，更有待近一加紧研制与实验，以实现掘支平行作业，提高成巷速度。6.3锚杆监测仪器与监测技术需要提高监测是监督施工质量、保证锚杆支护安全可靠的重要手段。我国锚杆支护质量控制与煤巷施工管理环节十分薄弱，目前，我国经济、社会正处于转折期。法制不健全及有法不依的现象十分普遍，这也直接导致了一起起悲剧的发生。所以，在工程实践中，相关部门应努力提高劳动者素质，加强监督。7 煤矿锚杆支护发展的方向首先必须要积极转变观念，增强思想认识，树立煤矿瓦斯防治主动性思想。煤矿瓦斯的防治直接关系到井下工作人员的生命，同时还直接关系到社会的和谐稳定，因此这并不单单是煤矿安全生产的问题，同时也属于社会问题。煤矿管理人员和相关的技术人员必须要意识到瓦斯防治的重要性，同时也必须能够了解煤矿瓦斯可防可治。煤矿管理人员不但要具备专业技术知识，同时还应该具备过硬的政治素质，做到将煤矿瓦斯防治放在煤矿安全管理中的重要地位。其次，应该逐渐健全煤矿瓦斯采集以及监控系统。煤矿瓦斯防治是一项长期又系统的工程，它涉及到煤矿通风、煤矿机电、煤矿采掘等众多阶段，因此应该从本质出发，增强煤矿采进工作速度以及煤矿掘进进度，积极更新煤矿开采生产技术，探寻高效科学的煤矿开采模式，不断更新煤矿开采技术，运用现代化的技术。建立一种语音、数据和视频一体化的信息平台，实现全天候的动态监控，对于煤矿矿井的瓦斯气体含量要获得第一时间的数据，如果存在瓦斯含量超标等问题，必须要及时的对危险源进行排查治理，采取相应措施，把安全事故扼杀在发生前。再次，煤矿瓦斯防治应该逐渐完善技术管理工作，增强煤矿瓦斯防治的针对性，对于防治煤与瓦斯突出细则以及煤矿安全规程等规范条例必须要严格遵守，并且将其落实到煤矿生产开采的各个环节之中。不断提升煤矿地质管理工作的有效性，确保能够准确的了解煤矿采集区域地质构造，掌握煤矿开采层瓦斯涌出规律，从而采取有针对性的防治措施。煤矿瓦斯防治技术的相关参数必须要进行试验确定，钻孔施工相关数据必须严格验收，特别是要确保拥有一套完整的煤矿瓦斯防治机制，真正提升煤矿瓦斯防治的有效性和针对性。最后，必须要促进各种新兴技术的开发与研究，确保煤矿瓦斯防治工作能够跨越发展。随着我国煤矿企业的逐渐增多，煤矿开采量也逐年增加，而采煤地区的瓦斯地质条件也趋于复杂，因此国家有关科研机构必须要发挥其骨干作用，坚持走“产、学、研”的道路，围绕煤矿瓦斯突出机理以及地应力耦合影响规律，尽快研究出高效科学的瓦斯消突技术以及瓦斯抽采技术。同时进行联合攻关，做好相应的理论研究，加强煤矿瓦斯防治新技术的研究力度，逐渐攻克某些关键性的难题。通过理论和技术研究，逐渐促进我国深部水平煤矿瓦斯防治技术的发展。8 结语锚杆支护成套技术包括地质力学测试与评估、锚杆支护设计、支护材料、施工机具与工艺、支护工程质量检测及矿压的监测、特殊地质条件支护技术等诸多方面。(1)巷道围岩地质力学测试技术。针对围岩三要素:应力、强度及结构,煤炭科学研究总院开采设计研究分院开发出煤矿井下煤、岩体地质力学快速测试系统1,包括小孔径水压致裂地应力测量装置,钻孔触探法强度测定装置及矿用电子钻孔窥视仪。在全20多个矿区进行了300余个测站的测量工作,获 得了相关矿区井下地质力学数据,并分析了矿区地应力场、围岩强度与结构的分布特征及规律,为巷道布置与支护设计提供了可靠的基础参数。(2)锚杆支护设计方法。随着对巷道围岩地质条件复杂性与多变性的深入了解,以及数值计算在采矿工程中的快速发展与应用,动态性、系统性、信息化的设计方法,即动态信息设计法得到普遍认可与应用。支护设计不是一次完成的,而是一个动态过程;初始设计采用数值模拟方法,通过多方案比较确定合理的设计参数;设计充分利用每个过程中提供的信息,实时进行信息收集、分析与信息反馈。(3)锚杆支护材料。锚杆支护材料包括杆体及附件、锚固剂、组合构件、金属网、锚索等。为了满足复杂困难巷道支护要求,开发出高强度 螺纹钢锚杆支护系列材料(。通过杆体结构与形状优化,更有利于提高锚杆锚固效果;通过开发锚杆专用钢材,达到高强度和超高强度级别。同时,研制出系列树脂锚固剂,W型、M型钢带,形成了高强度树脂锚固组合锚杆支护系统。参考文献1康红普,王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术M.北京:煤炭工业出版社。2侯朝炯,郭励生,勾攀峰,等煤巷锚杆支护M.徐州:中国矿业大学出版社3侯朝炯,勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究J.岩石力学与工程学报,2000,19(3):3424袁亮.淮南矿区煤巷稳定性分类及工程对策J.岩石力学与工程学报，2004，23(增2)：47904794.5姜铁明.煤巷锚杆支护构件的作用机制及其在晋城矿区的应用研究博士学位论文D.北京：中国矿业大学，2008.6王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展J.煤炭学报，2007，32(2)：113118 致谢该设计是在郭敬中老师的精心指导下完成的,郭老师在设计开题、计划的安排、具体内容的确定、调研以及论文的撰写和修改过程中，都给予了很大的关心和指导。郭老师在学术上的严谨作风、活跃的学术思想和精益求精的科学态度使学生受益非浅，它将成为学生一生中宝贵的精神财富，在此向恩师表示诚挚的感谢和崇高的重意！在毕业设计(论文)撰写过程中，得到了王玉怀老师、李红涛老师、赵启峰老师、吕秀江老师、殷帅峰老师的热情帮助，在此向他们表示诚挚的谢意！感谢采矿工程专业的同学们和安全工程学院的学友们，在我毕业设计过程中，与他们的探讨交流使我受益颇多；同时，他们也给了我很多无私的帮助和支持，我再次深表谢意，祝愿亲爱的朋友能够百尺竿头，更进一步。特别感谢我的父母对我的含辛茹苦的养育之恩和无私的付出！衷心感谢各位专家学者在百忙之中抽出宝贵时间评阅作者论文，并希望得到更多指导和帮助！感谢论文中引用文献的作者的辛勤劳动！最后祝愿我的母校欣欣向荣！目 录1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 位置及交通11.1.2地形与河流11.1.3气候21.1.4经济情况21.1.5矿井建设和生产的材料供应21.2 井田地质特征21.2.1井田地形21.2.2井田的勘探程度21.2.3井田煤系地层简述31.2.4井田地质构造31.2.5断层及控制程度41.2.6岩浆岩61.2.7矿井水文地质71.3 煤层特征121.3.1煤层群特征121.3.2煤层的围岩性质121.3.3煤的特征132 井田境界和储量152.1 井田境界152.2 矿井工业储量152.2.1储量计算方法152.2.2有关参数的确定152.2.3矿井的工业储量162.3 矿井的可采储量162.3.1工业场地与风井场地的煤柱煤量162.3.2矿井边界煤柱煤量182.3.3断层保护煤柱182.3.4矿井可采储量计算183 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限203.1 矿井工作制度203.2 矿井设计生产能力及服务年限203.2.1矿井生产能力的确定203.2.2服务年限214 井田开拓224.1 井田开拓的基本问题224.1.1工业广场及井口位置224.1.2确定井筒的形式、数目、配置224.1.3风井位置的确定234.1.4确定开采水平和阶段高度234.1.5开采水平布置244.1.6采区划分及其布置254.2 矿井开拓设计方案比较264.2.1井田概况264.2.2开拓方案技术比较274.2.3经济比较304.2.4结论334.3 矿井基本巷道334.3.1井筒334.3.2井底车场374.3.3选择巷道的断面形状394.3.4确定巷道断面尺寸395 采区巷道布置445.1 煤层的地质特征445.1.1煤层情况445.1.2地质构造445.1.3煤层瓦斯含量445.1.4煤尘爆炸性和煤的自燃倾向445.1.5地温，地压455.1.6水文条件455.2 采区巷道布置及生产系统455.2.1采区走向长度455.2.2区段斜长和区段数目455.2.3采区上山的布置455.2.4区段平巷的布置455.2.5采区运输，通风生产系统的确定455.3 采区车场设计465.3.1采区上部车场形式的选择465.3.2采区中部车场的选择465.3.3采区下部车场的选择及设计475.3.4采区主要硐室的布置485.4 采区采掘计划505.4.1采区主要巷道参数确定505.4.2确定采区生产能力525.4.3计算采区回采率536 采煤方法546.1 采煤方法和回采工艺546.1.1选择采煤方法546.1.2采煤工作面回采工艺设计546.1.3采煤机的工作方式和进刀方式566.1.4采煤机滚筒螺旋选择576.1.5综采工作面巷道布置及端头支架576.1.6综采作面组织循环作业及循环图表的编制576.2 综采工作面巷道布置方式596.2.1回采巷道布置方式596.2.2回采巷道参数607 井下运输627.1 采区运输设备627.1.1刮板输送机的选择计算627.1.2带式输送机的设计计算667.2 辅助运输设备697.2.1矿车选择697.3 大巷运输设备选型697.3.1主运输大巷设备选型697.3.2辅助运输设备选型697.3.3运输设备能力验算708 矿井提升718.1 主井提升718.1.1主井提升718.1.2副井提升718.2 提升容器的选型计算718.2.1小时提升量718.2.2合理的提升速度718.2.3一次提升循环时间728.2.4一次合理提升量的确定728.2.5计算一次提升循环时间Tx所需提升速度728.3 提升钢丝绳的选择748.3.1主井钢丝绳748.3.2副井钢线绳768.4 提升机与天轮的选择768.4.1提升机的选择768.4.2天轮的选择778.5 电动机的选择779 矿井通风与安全799.1 矿井通风系统的选择799.1.1选择矿井通风系统799.1.2选择矿井主要通风机的工作方法809.1.3选择矿井通风方式819.2 全矿所需风量的计算及其分配819.2.1矿井风量计算原则819.2.2矿井风量计算方法819.2.3风速验算869.3 全矿通风阻力计算879.3.1矿井通风总阻力计算原则879.3.2矿井通风阻力计算879.3.3矿井总风阻及总等积孔计算899.4 矿井通风设备的选择899.4.1矿井通风设备的要求899.4.2选择主要通风机909.5 矿井灾害防治技术929.5.1防治瓦斯929.5.2防治煤尘939.5.3防灭火939.5.4防治水939.6 矿井灾害应急避险949.6.1发生瓦斯煤尘爆炸事故时的应急避险949.6.2发现突出预兆时的应急措施949.6.3发现顶板冒落预兆的应急处置949.6.4发生火灾事故后最年轻撤离时应注意的事项959.6.5矿井发生突水事故时的应急避险9510 矿井基本技术经济指标97参考文献98专 题 部 分99煤矿巷道锚杆支护技术研究99煤矿巷道锚杆支护技术研究1001 前言1012 煤矿巷道支护的分类1013 锚杆支护的发展历史与现状1024煤巷锚杆支护理论的发展1045煤巷锚杆支护研究方法概述1055.1 巷道围岩地质力学测试技术1055.2 锚杆支护设计方法1065.3 锚杆支护材料1065.4 锚杆支护施工质量检测与矿压监测1065.5 锚固与注浆联合加固技术1066 煤巷锚杆支护存在的问题1076.2煤巷锚杆杆体材料有待改进，锚杆机具配套设施还有待改善1076.3锚杆监测仪器与监测技术需要提高1077 煤矿锚杆支护发展的方向1088 结语108参考文献110致谢111目 录1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 位置及交通11.1.2地形与河流11.1.3气候21.1.4经济情况21.1.5矿井建设和生产的材料供应21.2 井田地质特征21.2.1井田地形21.2.2井田的勘探程度21.2.3井田煤系地层简述31.2.4井田地质构造31.2.5断层及控制程度41.2.6岩浆岩61.2.7矿井水文地质71.3 煤层特征121.3.1煤层群特征121.3.2煤层的围岩性质121.3.3煤的特征132 井田境界和储量152.1 井田境界152.2 矿井工业储量152.2.1储量计算方法152.2.2有关参数的确定152.2.3矿井的工业储量162.3 矿井的可采储量162.3.1工业场地与风井场地的煤柱煤量162.3.2矿井边界煤柱煤量182.3.3断层保护煤柱182.3.4矿井可采储量计算183 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限203.1 矿井工作制度203.2 矿井设计生产能力及服务年限203.2.1矿井生产能力的确定203.2.2服务年限214 井田开拓224.1 井田开拓的基本问题224.1.1工业广场及井口位置224.1.2确定井筒的形式、数目、配置224.1.3风井位置的确定234.1.4确定开采水平和阶段高度234.1.5开采水平布置244.1.6采区划分及其布置254.2 矿井开拓设计方案比较264.2.1井田概况264.2.2开拓方案技术比较274.2.3经济比较304.2.4结论334.3 矿井基本巷道334.3.1井筒334.3.2井底车场374.3.3选择巷道的断面形状394.3.4确定巷道断面尺寸395 采区巷道布置445.1 煤层的地质特征445.1.1煤层情况445.1.2地质构造445.1.3煤层瓦斯含量445.1.4煤尘爆炸性和煤的自燃倾向445.1.5地温，地压455.1.6水文条件455.2 采区巷道布置及生产系统455.2.1采区走向长度455.2.2区段斜长和区段数目455.2.3采区上山的布置455.2.4区段平巷的布置455.2.5采区运输，通风生产系统的确定455.3 采区车场设计465.3.1采区上部车场形式的选择465.3.2采区中部车场的选择465.3.3采区下部车场的选择及设计475.3.4采区主要硐室的布置485.4 采区采掘计划505.4.1采区主要巷道参数确定505.4.2确定采区生产能力525.4.3计算采区回采率536 采煤方法546.1 采煤方法和回采工艺546.1.1选择采煤方法546.1.2采煤工作面回采工艺设计546.1.3采煤机的工作方式和进刀方式566.1.4采煤机滚筒螺旋选择576.1.5综采工作面巷道布置及端头支架576.1.6综采作面组织循环作业及循环图表的编制576.2 综采工作面巷道布置方式596.2.1回采巷道布置方式596.2.2回采巷道参数607 井下运输627.1 采区运输设备627.1.1刮板输送机的选择计算627.1.2带式输送机的设计计算667.2 辅助运输设备697.2.1矿车选择697.3 大巷运输设备选型697.3.1主运输大巷设备选型697.3.2辅助运输设备选型697.3.3运输设备能力验算708 矿井提升718.1 主井提升718.1.1主井提升718.1.2副井提升718.2 提升容器的选型计算718.2.1小时提升量718.2.2合理的提升速度718.2.3一次提升循环时间728.2.4一次合理提升量的确定728.2.5计算一次提升循环时间Tx所需提升速度728.3 提升钢丝绳的选择748.3.1主井钢丝绳748.3.2副井钢线绳768.4 提升机与天轮的选择768.4.1提升机的选择768.4.2天轮的选择778.5 电动机的选择779 矿井通风与安全799.1 矿井通风系统的选择799.1.1选择矿井通风系统799.1.2选择矿井主要通风机的工作方法809.1.3选择矿井通风方式819.2 全矿所需风量的计算及其分配819.2.1矿井风量计算原则819.2.2矿井风量计算方法819.2.3风速验算869.3 全矿通风阻力计算879.3.1矿井通风总阻力计算原则879.3.2矿井通风阻力计算879.3.3矿井总风阻及总等积孔计算899.4 矿井通风设备的选择899.4.1矿井通风设备的要求899.4.2选择主要通风机909.5 矿井灾害防治技术929.5.1防治瓦斯929.5.2防治煤尘939.5.3防灭火939.5.4防治水939.6 矿井灾害应急避险949.6.1发生瓦斯煤尘爆炸事故时的应急避险949.6.2发现突出预兆时的应急措施949.6.3发现顶板冒落预兆的应急处置949.6.4发生火灾事故后最年轻撤离时应注意的事项959.6.5矿井发生突水事故时的应急避险9510 矿井基本技术经济指标97参考文献98专 题 部 分99煤矿巷道锚杆支护技术研究99煤矿巷道锚杆支护技术研究1001 前言1012 煤矿巷道支护的分类1013 锚杆支护的发展历史与现状1024煤巷锚杆支护理论的发展1045煤巷锚杆支护研究方法概述1055.1 巷道围岩地质力学测试技术1055.2 锚杆支护设计方法1065.3 锚杆支护材料1065.4 锚杆支护施工质量检测与矿压监测1065.5 锚固与注浆联合加固技术1066 煤巷锚杆支护存在的问题1076.2煤巷锚杆杆体材料有待改进，锚杆机具配套设施还有待改善1076.3锚杆监测仪器与监测技术需要提高1077 煤矿锚杆支护发展的方向1088 结语108参考文献110致谢111第145页 共111页1111 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 位置及交通淮北矿业集团祁南煤矿位于安徽省宿州市南约30公里，北距淮北市84公里，东临皖北煤电集团祁东煤矿，属祁县区管辖。井田南北走向长约7.8公里，倾斜宽3.2公里，面积约24.96 km2。京沪铁路在本井田外东北侧通过北距宿县车站20公里，东距芦岭车站12.5公里，宿蚌公路在井田那由北至南通过系沥青路南，晴雨均可通车。矿区内有符夹支线和濉阜支线，有自营铁路110公里，直通各厂、矿。公路以宿县为中心构成淮北地区网路，交通较为方便，煤炭及材料设备运输以铁路为主。图1-1 交通位置图1.1.2地形与河流祁南煤矿处于淮北平原中部。区内地势平坦，地表自然标高+17.20+23.80 m，一般在+22 m左右，井田北和西地势略比区内高。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。本矿区属淮河流域，在区内有淮河支流浍河和澥浍新河从矿区流过，通航民船，流量不稳定，随季节影响变化大，常年有水。浍河自西北向东南注入淮河和洪泽湖。历年最高洪水位+24.5 m，对矿坑及矿区建设影响不大，矿井内农用灌沟纵横，村庄星罗棋布。地表下潜水较丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。1.1.3气候本区气候温和，属北温带季风区海洋大陆性气候。气候变化明显，四季分明，冬季寒冷多风，夏季炎热多雨，春秋两季温和。据宿州市气象局19801998年观测资料，平均气温14.6，最高气温40.3，最低气温-12.5。年平均降雨量756 mm，雨量多集中在7、8月份。最大冻土深度0.17 m，年平均风速2.2 m/s，最大风速20 m/s，主导风向为东东北风。无霜期210240天。冻结期一般在12月上旬至次年2月中旬。1.1.4经济情况淮北矿区地处华东，自1958年动工建设以来，现已成为我国的主要产煤基地之一，自1984年以来，淮北矿物局年产已超过1400万吨，现有职工十万余人。另外还有属地方管辖的皖北矿物局。伴随着煤炭工业的发展，交通、机械、化工、水泥、电力、纺织等工业都相继发展，形成了以煤炭工业为主的综合经济发展区。淮北矿区地处平原，土地肥沃，农作物生长良好，单产较高，农作物主要有小麦、玉米、大豆、棉花等。近年来乡镇企业发展迅速，乡镇企业有农具厂、砖窑厂、造纸厂、化肥厂等。1.1.5矿井建设和生产的材料供应主要建筑供应条件，钢材、水泥、木材主要由国家调拨供应，砖瓦主要由当地供应，石料主要由符离集供应，砖当地缺乏，主要来源于明光县及腾县供应，建筑材料供应渠道畅通。根据已批准的宿县矿区总体设计，电力部门已在矿区内的南坪集建成220/110/35 kv变电站，该变电所以220 kv输电线路与淮北电厂相联，淮北电厂与淮南电厂联网。祁南矿取自南坪集变电所是落实的。矿井供水水源为新生界松散层一、二含水层，该层埋藏深度较浅，分布广，水量比较丰富，水质符合要求，为了充分利用地下水资源，设计采用井下排水处理后，作选煤厂及工业场地的生产及部分生活用水。1.2 井田地质特征1.2.1井田地形祁南煤矿处于淮北平原中部。区内地势平坦，地表自然标高+17.20+23.80 m，一般在+22 m左右，基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。1.2.2井田的勘探程度该井田从1957年找煤至1983年10月共施工钻孔333个，工程量171706.28 m，报废及不能利用钻孔20个，工程量7624.48 m。抽水18次，近似稳态测温4次，简单测温55次，共启封钻孔33个其中成功的20个，启封失败钻孔13个，地震勘探测线长426.609 km，物理点10958个，控制面积87 km2，采取煤芯样712件，其他样品1745件。关于本井田勘探程度设计认为：本井田内对构造控制程度较高，对王楼背斜和张学屋向斜有10条勘探线及33条地震控制线，轴部有8个钻孔穿过对褶曲轴向及两翼产状均已严格控制。井田内共查出断层20条，其中正断层16条，逆断层4条，断层落差大于30 m的有6条，其中5条查明，1条基本查明，落差小于30 m的14条均有一定的地震线和钻孔控制，但在断层组合关系F3与F1没有制定。井田内的岩浆的侵入种类，部位，分布范围，产状已基本查明，对煤层，媒质的影响程度有了详细的了解。查明了煤层厚度，层数，层位，结构及可采范围，对煤层及标志层阐述比较详细。查明了各主要可采煤层的煤质变换，32煤层为极难选的气煤，72煤层为气煤并有少量的肥煤，10煤层为肥煤及天然焦，期于煤层为气煤。水文地质工作，查明了隔水层的层数，含水层，岩性，厚度，埋藏条件和分布规律，以及含水层之间的水力联系，抽水资料表明地下水补给条件差，水文地质条件大部分块段属简单类型，北部水文地质条件属中等复杂型。根据上述设计认为该报告可为初步设计依据。1.2.3井田煤系地层简述本井田位于宿南向斜古翼南端,南部之西端,为一走向南北转向东西,倾向东西,倾向由东转向北的单斜构造。井田中部及东部发育有王楼背斜和张学屋向斜，经钻孔岩芯证实，背向斜轴之间岩芯破碎，背向斜轴向两翼钻孔岩芯由破碎到裂隙发育，背向斜轴向两翼约大于500 m左右，钻孔岩芯正常。王楼背斜南翼发育有一条新构造断裂带，落差735 m，全井田查出的20条断层，其中有15条与背，向斜相交。此处由于构造位置关系，不仅断层及褶曲构造较为集中，并且使岩石的破碎程度加大，揉皱现象也较为普遍，其岩石工程地质条件较为复杂，是影响井口位置选择的主要原因之一。井田中部向西南方向凸出，形成井田倾斜方向两边窄，中间宽的弯钩状。浅部走向长，深部走向短。1.2.4井田地质构造宿南矿区位于淮北煤田东南部。大地构造环境处在华北古大陆板块东南缘，豫淮坳褶带东部、徐宿弧形推覆构造南端。东邻宿东向斜，南有光武固镇断裂，西接童亭背斜，北有宿北断裂。淮北煤田的区域基底格架受南、东两侧板缘活动带控制，总体表现为受郯庐断裂控制的近南北向（略偏北北东）褶皱断裂，叠加并切割早期东西向构造，形成了许多近似网块断块式的隆坳构造系统。而低序次的北西向和北东向构造分布于断块内，且以北东向构造为主。随着徐宿弧形推覆构造的形成和发展，形成了一系列由南东东向北西西推掩的断片及伴生的一套平卧、斜歪、紧闭线形褶皱，并为后期裂陷作用、重力滑动作用及挤压作用所叠加而更加复杂化。推覆构造以废黄河断裂与宿北断裂为界，自北而南可分为北段北东向褶断带，中段弧形褶断带与南部北西向褶断带，综合现有资料，区内构造体系可划分为华夏系构造、东西向构造、徐宿弧形推覆构造及新华夏构造。1）宿东向斜地质构造特征宿东向斜位于徐宿弧形构造的东南端，矿区不对称的轴向N25-500W的向斜盆地，轴长18公里，宽1.5-5.8公里。轴部为二迭系煤系地层，四周被奥陶系和石炭系所包围，东翼因F4逆断层切割，使寒武，奥陶系灰岩与煤系上部地层相接触。祁南煤矿位于宿南向斜西南部，为一走向近似南北转至东西、向西南凸出、倾向东至北的弧形单斜构造，中部及东部发育次一级褶曲，轴向基本上与地层走向一致。矿井内地层倾角北部略陡，一般为2030度；中部及东部较缓，一般为715。构造较为发育，已查出褶曲2个，断层65条。岩浆岩不甚发育，主要侵入10煤层位，对10煤层破坏作用较大。根据本矿井的构造组合，结合区域构造应力场分析，本矿井构造形成主要为宿南向斜形成时的构造应力及后期近东西向的剪切力综合作用的结果。2）褶曲及控制程度（1）王楼背斜位于矿区的中部，轴向为北西南东向，轴线长4.58.6 km，有10条地质剖面线和33条地震测线控制。波幅值在19线附近最大，幅值约160 m,向两端逐渐变小。两翼地层产状较平缓,一般在715之间。北东翼较南西翼稍缓。轴线被F8、F2、F1、F7、F5、F6、F17等多条断层所切割。轴部和翼部均有钻孔控制，褶曲在地震时间剖面上标准波反映明显，起伏形态清晰，褶曲准确可靠。（2）张学屋向斜轴线与王楼背斜平行，轴线长5.39 km，波幅及其变化与王楼背斜相近，两翼地层产状较为平缓，一般在10左右，并且北东翼较南西翼稍陡，轴向有15条地质剖面线和33条地震测线控制。轴线被F10、F2、F3、F5、F1等多条断层所切割。轴部和翼部均有钻孔控制，褶曲在地震时间剖面上标准波反映明显褶曲形态准确可靠。1.2.5断层及控制程度祁南井田共查出断层65条，按力学性质分：正断层45条，逆断层20条；按断层走向分：北东向23条，北西向27条，近南北向8条，近东西向7条；按断层落差大小分，小于或等于10 m的36条，大于10 m而小于20 m的10条，等于或大于20 m而小于30 m的10条，等于或大于30 m而小于50 m的4条，大于50 m的5条。1）NNE 和 NWW 两组断层NNE、NWW两组断层是井田内最先形成的两组断裂，它们是宿东向斜刚开始形成的早期平石“X”型剪切节理基础上发育起来的断裂，以平移正断层为主。NNE断层组在井田南部比较发育，为F23，F5，F1等断层近似平行分布。NWW断层组在井田北部比较发育，如F10、F11等断层。2）NNW断层NNW断层组形成稍晚，是宿东向斜形成后，在继续挤压过程中产生的晚期剖面“X”节理基础上发育起来的断裂。它们与地层走向基本一致，以逆断层为主，在井田的东翼发育，断距较大，如F4、F21等断层。3）放射状断层组宿东向斜形成晚期，在向斜转折端处放射状裂隙的基础上，发育成放射状的断层井田内分布在北部转折端处，断层走向多变，呈放射状，断距小，走向短，以中小型断层为主。图1-2井田地质综合柱状图1.2.6岩浆岩矿井内岩浆岩活动不甚强烈，主要侵入下煤组10煤层，其次为中煤组62煤层。71和61煤层仅个别见到。62煤层34个点，61煤层5个点，71煤层1个点。矿井内共见岩浆岩钻孔有114个，绝大多数钻孔只见一种岩浆岩，只有7个钻孔见到二种岩浆岩。侵入10煤层的岩浆岩最为发育，分布较广，对煤层、煤质影响较大，侵入面积为10.48 km2，占该煤层总面积42%，主要分布在补18线以北及17线以东第一水平地区。而侵入中部煤组62煤层的岩浆岩主要分布在17线以东地区，侵入面积为7.56 km2，占该煤层总面积的30%。 1.2.7矿井水文地质1）地表水系本区河流均属淮河水系的一部分，主要有新濉河、汴河、沱河、浍河及涡河等，它们自西北流向东南汇入淮河，流经洪泽湖然后入海。它们都属于季节性河流，河水受大气降水控制，雨季各河流水位上涨，流量突增；枯水期间河流水流量减小甚至干枯。各河平均流量3.5272.10 m3/s，年平均水位标高为14.7326.56 m。祁南矿地势较为平坦，北高南低，地面标高17.2023.80 m，一般22 m左右，矿内人工开挖数条近南北向泄水沟，最大的为澥浍新河，其作用主要是防洪排涝，它们自北向南或由南向北汇于浍河集中排泄。矿内的最大地表水体是浍河，由矿井中北部斜穿而过，河水自西北流向东南。属淮河的支流，为一季节性河流。宽50150 m，深35 m，两岸有人工河堤，每年79月为雨季，一般流量510 m3/s，枯水季节每年10月至次年3月，干旱严重季节甚至断流。历史上浍河最高洪水位为1909年记载的23.5 m，自1967年新汴河开挖以后，增强了区域内泄洪能力，浍河水从未溢出河床，根除了区域内水患。从水文地质图上看，浍河与各主采煤层露头线投影成3060的角度斜交，但由于有隔水层特别是新生界第三隔水层的存在，使地表水（包括河水）与煤系含水层没有水力联系。因此，目前地表水对煤矿开采和矿区建设没有危害。2）矿井含水层（组、段）根据区域地层及含水层赋存空间的分布情况，区域含水层（组、段）可分三大类，分别为：新生界松散层类孔隙含水层（组）碎屑岩和局部地区分布的岩浆岩类裂隙含水层（段）碳酸盐岩类裂隙溶隙含水层（段）。矿井含水层自上而下划分9个含水层（组），主要含水层及其特征见表1-2。3）各含水层的补、径、排及水力联系，区域地下水对本矿的影响。新生界第一含水层（组）该组上部属潜水，下部属弱承压水，为多层结构的复合含水层（组），主要靠大气降水和地表水体垂直渗透补给，循环交替条件良好，水位随季节变化大，主要排泄途径为蒸发和人工开采。在河流附近，雨季时，河水补给一含，在旱季一含水又补给河流。在区域范围内，矿区一含上部水接受河流上游的补给，同时又通过河流的径流排泄到河流的下游。一含下部水以层间径流为主，在一隔薄弱地带也可越流补给二含。表1-2 主要含水层主要水文地质特征表含水层厚度(m)q(l/s.m)K(m/d)富水性水 质 类 型新生界一含15300.15.351.038.67中强HCO3-Na.Mg新生界二含10600.130.9210.95中强HCO3.SO4-Na.CaHCO3-Na.Ca新生界三含20800.1431.210.5135.47中等SO4.HCO3-Na.CaHCO3. SO4-Na.Ca新生界四含0570.000242.6350.00115.8弱中SO4.HCO3-Na.Ca HCO3.Cl-Na.Ca3煤(K3) 含水层20600.020.870.0232.65弱HCO3.Cl-Na.Ca SO4-Ca.Na7-8煤砂岩含水层20400.00220.120.00661.45弱HCO3.Cl-Na.Ca SO4-Ca.Na10煤上下砂岩含水层25400.0030.130.0090.67弱HCO3.Cl-NaHCO3-Na太原组灰岩含水层471350.003411.40.01536.4弱强HCO3.SO4-Ca.Mg SO4.Cl-Na.Ca奥陶系灰岩含水层约5000.006545.560.007260.24强HCO3-Ca.Mg SO4.HCO3-Ca.Mg新生界第二、三含水层（组）均属多层结构和承压含水层（组），以区域层间径流为主。其次在二隔薄弱地带，由于隔水层的弱透水性，二含接受一含的补给，同时又越流补给三含。根据祁南井田供水水文地质勘察报告提供的资料，二隔在矿内大部分地带隔水性能较好，致使三含水与一、二含水有一定差异，地下水在垂向上运动微弱，水力坡度1.05/万，矿内三含地下水流向为南西北东向，其排泄方式主要为侧向径流。由于三含之下有分布稳定、巨厚、隔水性能良好的三隔的存在，使一、二、三含水和四含、煤系水失去水力联系，一、二、三含水除了可以为矿井提供水源之利外，对矿井开采没有影响。新生界第四含水层（组）因四含直接覆盖在基岩各含水层之上，在天然状态下与下伏各含水层均有一定的水力联系。矿内大部分地带四含不发育，水平径流及区域补给微弱，但在西北砾岩分布区，由于砾岩溶隙、裂隙发育，水平径流强，含水丰富，在井下采煤靠近砾岩区时，部分砾岩水可能渗入矿井内，从而使矿井涌水量增加。二叠系主采煤层间砂岩裂隙含水层（段）矿井煤系地层岩性一般较致密，砂岩裂隙不发育，渗透性弱，主要受区域层间径流、补给，同时浅部露头带接受新生界四含水缓慢渗入补给。由于井巷的开挖和煤层的开采，二叠系砂岩裂隙水以突水、淋水和涌水的形式向矿坑排泄。但因区域范围内煤系水补给水源缺乏，水平径流微弱，以静储量为主，故区域煤系水的补给对采矿影响不大。太灰、奥灰岩溶裂隙含水层（段）以层间径流、补给为主，在浅部露头带接受四含水的补给。在区域范围内，若出现了大的水位差则径流补给明显，尤其是奥灰，其单层厚度大，浅部溶隙发育，如任楼煤矿1996年3月4日7222工作面由岩溶陷落柱突水造成淹井灾害时，突水4天后，远在16.2 km外的童亭矿91-8奥灰观测孔水位下降了7.02 m。这说明区域灰岩水尤其是奥灰水的补给会给煤矿开采造成巨大灾害。4）区域矿井水文地质特征淮北煤田濉肖矿区各矿正常涌水量为100300 m3/s，其它矿区各矿正常涌水量为200500 m3/s，矿坑直接充水水源为煤层顶底板裂隙含水层，出水点水量大小与构造裂隙发育程度河补给水源有密切关系，只要没有富水含水层补给，一般水量呈衰减趋势，矿井初期开采时水量增长较快，投产几年以后，涌水量较趋稳定，甚至降低，以后随采区接替和开采延深，矿井涌水量只是有所增加。井下揭露的断层多为滴水、淋水或无水，若不与石灰岩含水层沟通一般水量不大。突水点的水量变化一般是开始较大，后逐渐减小。太原组石灰岩与10煤层间距一般大于50 m，在正常情况下不会发生底鼓突水，若遇构造或岩溶陷落柱，使煤层与太灰以至奥灰对口或间距缩短，太灰水有可能对矿坑产生直接充水。综上所述，淮北煤田是被新生界松散层所覆盖的全隐伏型煤田。整个煤田是以空隙水和裂隙水为主要充水水源的矿床，在正常情况下，水文地质条件大多属于简单或简单-中等，但局部地段太灰、奥灰有可能大量突水的时候，个别矿井水文地质条件也可为复杂类型。5）主要充水含水层影响祁南矿采掘生产的主要充水含水层有新生界松散层第四含水层、煤系砂岩裂隙含水层和太原组灰岩含水层及奥陶系灰岩含水层。新生界松散层第四含水层底板埋深190.0403.75 m，含水层厚度033.80 m，平均10.1 m。在本矿西北部砾岩分布区，砾岩的厚度为3.0928.80 m，平均16.53 m。在井田的西部和南部边沿地段，由于受暂时性洪水搬运，形成洪积、坡积物。岩性为砾石、粘土质砾石，粘土夹砾岩及粘土质砂等。砾岩溶隙、洞穴发育，矿内砾岩分布面积3km2，砾岩一般导水性强，含水性丰富。在中部和东南部四含顶部多为灰白色泥岩和钙质粘土。中下部以粘土、砂质粘土或粘土质砂为主，含有较多的钙质团块及铁锰质结核，局部地段的底部含有少量的粘土质砾岩或粘土夹砾岩，该地段四含部发育。井田东北部的阎家浅山地段，新生界厚度最小，三隔与基岩直接接触，四含缺失。综上所述，四含厚度变化不大，界面形态波状起伏，岩性各不相同，赋水性强弱差异较大，四含大部分地段属弱含水层，水量较小，但砾岩分布区西部边界不清，矿内分布面积虽不大，但水量充沛，值得注意。北部砾岩区富水性较强。四含水可通过浅部裂隙带，断层破碎带和塌陷裂隙带进入矿坑，与煤系砂岩裂隙水有一定的水力联系，是浅部煤层开采的主要补给水源。正常地段在合理留设防水煤柱的情况下对矿坑无突水威胁，但要防止砾岩水直接进入矿井。煤系砂岩裂隙含水层煤系砂岩裂隙水是矿井的直接充水水源，由于砂岩裂隙发育不均一，一般富水性较弱，以静储量为主，补给量不足，故对矿井的安全生产威胁不大。灰岩岩溶裂隙含水层（段）太原组灰岩富水性不均一，其富水性强弱，取决于岩溶裂隙发育程度，其规律是浅部露头带岩溶裂隙发育，富水性较深部强，即使在同一深度，其岩溶裂隙的发育程度也具不均一性，但在一般情况下是14灰岩溶裂隙较发育，富水性较好，结合邻矿资料分析，矿内14灰总厚度0.4421.91 m，其中以第三。四层和第十二层灰岩最厚，三者厚度占全组灰岩总厚的50。由淮北各矿的生产实践得知，太灰岩溶裂隙水是开采10煤的矿坑充水的主要隐患之一，灰岩岩溶裂隙水能否突破10煤底板隔水层对矿坑突水，取决于太灰原始导高、水头压力、隔水层厚度、隔水层的抗压强度以及底板受构造、开采等因素影响与破坏程度。据经验：开采深度550 m时隔水层厚度小于48 m，开采-600 m深度时，隔水层厚度小于55 m，开采-700 m深度时，隔水层厚度小于60 m，开采-800 m深度时隔水层厚度小于65 m时，其突水系数Ts值均大于0.15 MPa/m，则突水可能性较大。随着开采水平的增加，10煤底板受到的水压就越大，突水可能性就越大，因此10煤回采时应及时对太灰水采取探水或降压措施，把太灰水Ts值降到临界突水系数以内，以确保开采10煤生产的安全。矿内没有揭露奥灰钻孔，据区域资料，该层段石灰岩溶裂隙发育，富水性强，但不均一，差异很大，一般情况下浅部露头带含水性较丰富，但在正常情况下，奥灰远离主采煤层，一般对煤矿开采无直接充水影响。综上太灰和奥灰岩溶裂隙发育不均，富水程度不一，但总体上讲，是富水含水层，正常情况下对煤层开采无直接充水影响，当遇断层使煤层与灰岩对口接触或其间距缩短或是遇封闭不良钻孔等情况，灰岩水有可能突入矿井。随着采掘的延深，灰岩的可能突水性大大增加，对灰岩可能突水地带，隔水层薄弱地带，开采10煤时采取疏水降压或底板加固等措施。6）断层的富水性和导水性根据井田精查勘探期间提供的钻孔资料结合生产揭露的地质情况分析，可将井田内发育的断层分为张扭性和压扭性两种类型，破碎带岩性较为混杂，主要以泥岩、粉砂岩及少量砂岩为主，局部夹炭质泥岩或煤，挤压和揉皱现象严重，巷道揭穿不同层位的断层破碎带基本未发生漏水现象。根据13-14、14勘探线剖面资料及1415、1416、1417钻孔资料分析，井田内F8正断层，落差090 m，破碎带宽度1.526.6 m，充填物以泥岩为主，含有少量砂岩碎块，断层两盘隐伏基岩面高差约40米，说明F8断层为新构造运动形成。精查时148孔对F8断层抽水试验：S 75.22m，q 0.0004l/s.m，k 0.000878m/d，矿化度0.401g/l，水质为HCO3.Cl.SO4-Na.Mg.Ca类型。矿井南部F9断层有5个钻孔控制，断层破碎带宽度0.46m，充填物主要为破碎泥岩，断层带上、下盘岩层裂隙也不发育，在钻进时钻孔冲洗液消耗量也不大，由补223孔对F9抽水试验，S 98.11m，q 5.110-5l/s.m，k 2.0810-4m/d，矿化度0.576g/l，水质为HCO3.SO4Na.Mg类型。从以上资料可以看出，出水量极小，其单位涌水量达到隔水岩层的标准。其水化学成份也与其它含水层不同，这说明断层与其它含水层水力联系不密切。综合评价矿井断层在一般情况下富水性较弱，导水性较差。但由于采掘比钻孔揭露的面积大，破坏程度高，打破了原来的地质、水文地质天然平衡条件，使某些断层导水性有所增强（采掘中大部分落差大于2 m的断层有淋水、滴水及渗水现象，少数断层有导水现象），若断层沟通了富水岩层，而隔水层厚度小且较破碎时，就有可能产生突水。预防断层的突水重点应放在石灰岩可能突水的部位，对新构造运动的断层也应引起足够的重视。7）矿井涌水量矿井充水水源主要是煤系砂岩裂隙水。根据矿井地质报告提供的资料分析，矿井一水平预计正常涌水量为420 m3/h，最大涌水量为501 m3/h；灰岩水突水量654 m3/h，新生界四含砾岩区突水量1133 m3/h。目前矿井二水平32下块段已生产，预计采区正常涌水量65 m3/h，最大涌水量98 m3/h，将其计入矿井正常涌水量，矿井正常涌水量应为485 m3/h，最大涌水量599 m3/h，灾变涌水量1139 m3/h（不计入四含砾岩区突水量）。目前矿井实测涌水量为150 m3/h左右。8）水文地质条件分类按照矿井水文地质规程中有关矿井水文地质条件分类标准，通过对本矿井水文地质条件综合分析，本矿井大部分地带为简单类型，砾岩区和灰岩易突水区为复杂类型，矿井水文地质条件综合评定为水文地质复杂型矿井。1.3 煤层特征1.3.1煤层群特征1）含煤情况本矿井含煤地层属二叠系下统山西组，下石盒子组和上石盒子组。含煤地层厚度约940m，含1、2、3、4、5、6、7、8、9、10、11等11个煤层（组），含煤30余层。可采或局部可采煤层有23、32、61、62、63、71、72、8、9、10煤层等10层，6层不稳定煤层，4层较稳定煤层。其中32、72、10三个煤层为矿井主要可采煤层。2）主要可采煤层特征32 煤层是主采煤层之一，厚度3.84.2 m，平均4.0 m，全区仅有1314 孔与补26 孔不可采（0.580.66），煤层结构较为复杂，具泥岩或炭质泥岩夹矸16层，以一层为主属较稳定煤层。72煤层:位于下石盒子组下部，是本矿井主要可采煤层之一。煤层厚度2.02.4 m，平均2.1 m。以厚煤层为主，结构较复杂，属较稳定煤层。10煤层:位于山西组中部，煤层厚度2.22.6 m，全区平均煤厚2.3m；在非岩浆侵入区煤层厚度05.26 m，平均2.50 m。以中厚煤层为主。10煤层为矿井主采煤层之一，由于受岩浆侵入影响，使其稳定性遭到破坏，为不稳定煤层。在非岩浆岩区，属较稳定煤层。煤层结构简单，在岩浆侵入区煤层结构变得复杂。各可采煤层的主要特征如表1-3。表1-3 可采煤层特征表序号煤层名称煤层厚度/m层间距/m倾角/(0)硬度容量稳定性最小最大平均132煤3.24.24.070.020.0110.4-0.91.4稳定272煤2.02.32.1110.4-0.71.4较稳定310煤2.22.52.3110.4-0.71.4较稳定1.3.2煤层的围岩性质主要煤层的顶底板特征：32煤层：顶板主要是泥岩，局部有粉砂岩，细砂岩；底板主要是泥岩，局部地带为粉砂岩、砂岩取代。顶板类型属于类。72煤层：顶板主要为泥岩，北部有中砂岩、粉砂岩分布，南部粉砂岩零星分布。底板主要为泥岩，局部相变为粉砂岩。10煤层：主要为砂岩、泥岩，局部为中砂岩。底板主要为粉砂岩。顶板类型为类。1.3.3煤的特征1）煤质灰分：矿井各煤层的精煤及原煤灰分产率由上至下有降低趋势，其中精煤基本上在9%。10煤层明显低于其它煤层，在67%左右；原煤灰分多在1525%之间，10煤层灰分相对较低，多为1015。32煤层夹矸较多，夹矸主要为泥岩，原煤灰分是在采样过程中去除夹矸后的灰分产率，若不除去32煤层的夹矸，商品煤灰分产率可达36%左右，比纯煤灰分产率高出约12%。硫分：矿井除32煤层外，其余各煤层原煤全硫含量均很低，属特低硫，尤以6、7煤组为最低，平均含量在0.40%以下。8、9、10煤层仅极个别见煤点含硫量1%。32煤层原煤全硫含量明显高于其它煤层，含量在0.543.82，平均1.31%。在平面上，低硫和特低硫占本煤层大部分，为72.56%。发热量（Q）：各煤层发热量由上至下逐渐增高，并随煤化程度增高而增高（天然焦除外）。属中等发热量煤，原煤发热量51007700卡/克，其中10煤层属中等高发热量煤，平均发热量达6700卡/克。挥发分:各煤层属中挥发分上限高挥发分下限，为27.8639.92%，纵向上有递减趋势。挥发分产率与煤层相对深度有良好的相关性。挥发分在横向上的变化，各煤层均显示出由北向南逐渐递减，32、72煤呈现较有规律的带状分布。10煤层沿岩浆岩侵蚀区边界，挥发分急剧变化，在非岩浆侵蚀区有南北分带现象，同时又显示出西高东低的趋势。2）煤层的工业牌号及其用途本矿井煤的工业牌号以1/3焦煤为主，次为气煤和肥煤，在岩浆侵入的62和10煤层，有少量高变质的天然焦和无烟煤。从各可采煤层煤类分布看，23、32煤层全部为气煤，61煤层为气煤和1/3焦煤，62、63、8、9煤层全部为1/3焦煤，71、72煤层以1/3焦煤为主，次为气煤和肥煤，10煤层除天然焦外为1/3焦煤和肥煤。3）煤的特征（1）瓦斯根据矿井生产揭露的煤层情况分析，矿井瓦斯含量以7煤组最高（其中72煤层压力达3.6 Mpa，为突出煤层），其次为8、9煤层，再其次为32煤层，其瓦斯压力较高为2.8 MPa，涌出量较大，有突出危险（一水平）。10煤瓦斯含量较低，在矿井瓦斯涌出量中所占比例较小。各煤层瓦斯含量赋存情况介绍如下：32煤层一水平瓦斯含量很低，0.44.49 ml/g，平均含量2.82 ml/g；第二水平瓦斯含量一般不超过8 ml/g，在矿井东部的次级向、背斜附近瓦斯富集，含量10 ml/g。10煤层受岩浆岩影响，瓦斯含量一般较低。一水平瓦斯含量为3.033.12 ml/g，个别点含量达8.80 ml/g，存在局部富集现象；二水平为1.388.28 ml/g，富集区沿次级向、背斜轴向展布。（2）煤尘爆炸性除天然焦外，矿井各煤层挥发分产率30%，火焰长度大多50400 mm，各煤层均有爆炸性危险。试验中一般需要通入5075%的岩粉方能抑制爆炸。（3）煤的自燃性矿井地质报告以还原样与氧化样着火点温度之差T，评价煤的自燃发火等级。32、72煤层属极易自燃不自燃发火煤层；61、62、8、10煤层属易自燃不自燃发火煤层；23、63、71、9煤层属不易自燃不自燃发火煤层。（4）地温矿井属于以地温正常为背景的高温区。恒温带深度39 m，地温梯度2.6/100m。在-500 m以浅一般都低于31，为无热害区；-550-800 m，地温在3040之间，为12级热害区。（5）地压矿井在勘探及采掘生产过程中未进行过专门地压测试工作。但祁南煤矿属于淮北煤田宿县矿区，宿县矿区四周被大的断裂切割，东南西北方向分别为固镇-长丰断裂、光武-固镇断裂、丰涡断裂和宿北断裂，祁南矿则位于宿县矿区宿南向斜西翼南部的转折端，为一走向近似南北转至东西，向西凸出，倾向东至北的弧形单斜构造。地质构造变化如此大，预计受构造应力影响非常大，随着开采深度的增加，作用于采掘工程的顶压、侧压和底压会越来越大。2 井田境界和储量2.1 井田境界本井田境界为：北部以10勘探线与桃圆煤矿为界；东部以F22断层与皖北矿业集团祁东矿为界；井田深部边界也扩大到32煤层-900 mm水平地面投影线为界；浅部以10煤露头为界。井田走向长约7.8km，侧斜宽3.2 km，井田面积24.96km2。井田可采面积23.5 km2。2.2 矿井工业储量2.2.1储量计算方法为了便于生产矿井的利用，根据煤层倾角（200mm故巷道净宽为：B a1 bc1 （4-2）（4001354/2）1600（1354/2840）4195 mm取 4200mm（2）确定巷道拱高h0 半圆拱形巷道拱高h0 = B/2 =2100mm。（3）确定巷道壁高h3 按人行高度要求确定h3由井巷工程知半圆拱形壁高要满足的条件为： h3 1800+hb R2 -（R-j）2 1/2 （4-3）式中： j距巷道的距离h3 1800+220 21002 -（2100-200）2 1/2 =1125.57mm 按双轨电机车管道安装要求确定h3 h3 h5h7hb R2 （KmD/2b2 ）2 1/2 (4-4)式中: h5 渣面至管子底高度，按煤矿安全规程规定，取h5 1800 mm； h7 管子悬吊件总高度，取h7 900 mm； m 导电弓子距管子距离，取m200 mm； D 压气管法兰盘直径，D335 mm； b2 轨道中线与巷道中线间距; b2 B/2c1 4200/2（1354/2840）583 mm故: h3180090022021002 （1354/2200335/2583）2 1/2 1592.88 mm 按双轨1.6m高度人行宽度要求确定h3h31600hbR2（C+A1/2+b2）21/2 (4-5)160022021002（700+1354/2+583）21/2 1600200753.921046.08 mm综合以上计算并考虑一定的富余量，确定本矿井大巷的壁高为h31700 mm，则巷道的净高为Hh3hbh0 170020021003600 mm。(4) 净断面积S和净周长P净断面积：SB（0.39Bh2） （4-6）式中： h2 渣面以上巷道壁高，h2h3hb 17002201480 mm。则S4200（0.3942001480）130560 mm213.1 m2净周长P2.57B2h2 （4-7）P2.574.221.513.8 m（5）选择支护参数本巷道采用锚喷支护，锚杆长1.6 m，间距M0.780.8 m，排距M0.8 m，锚杆直径d14 mm，喷射混凝土层厚T1 100 mm，而锚杆露出长度T250 mm故支护层厚度TT1 100 mm （6）选择道床参数根据大巷通过的运输设备，已选用24kg/m的钢轨，其道床参数hc、hb 分别为360 mm和220 mm，渣面至轨面高度ha hchb140 mm（7）确定巷道掘进断面尺寸巷道设计掘进宽度：B1 B2T420021004400 mm 巷道设计掘进高度：H1HhbT36002201003920 mm 巷道设计掘进断面积：S1B1（0.39B1h3） （4-8）4400（0.3944001700）15.03m2图4-6 运输大巷断面图表4-8 巷道特征围岩类别断面（m2）掘进尺寸（mm）喷射厚度mm锚杆净周长(m)净掘宽高形式外漏长度排列方式间排距锚深规格L岩石14.216.248003900100钢筋沙浆50矩形800160019001614.4图4-7 轨道大巷断面示意图表4-9 巷道特征掘进断面14.5 m2锚杆间距800 mm喷层厚度100 mm净断面13.1 m2锚深1600 mm巷道坡度3水沟S掘0.36 m2锚杆排距800 mm岩石硬度F=46水沟S净0.20 m2锚杆排数12根净周长14.4 m每m锚杆数15根图4-8 回风巷断面图表4-10 巷道特征掘进断面16.7 m2锚杆间距800 mm型式树脂锚杆净断面15.7 m2锚杆排距800 mm外露长度100mm掘进宽度4800mm锚杆长度2100mm喷层厚度100 mm掘进高度4000 mm锚杆直径16mm巷道坡度3净周长15 m排列方式菱形岩石硬度F=465 采区巷道布置5.1 煤层的地质特征矿井设计产量为150万t/a，本设计中开采32煤，首采区靠近工业广场保护煤柱，煤层倾角10左右，煤层厚度平均为4.0米。5.1.1煤层情况32煤层位于石盒子组下部，是本矿井主采煤层之一，煤层厚度为3.24.2米，平均为4.0米，以厚煤层为主。煤层结构复杂，夹矸层数16层，以12层为主，夹矸为泥岩或炭质泥岩。可采指数100，变异系数31%，可采面积接近100%，属于较稳定煤层。煤层顶板岩性多为泥岩、砂岩。顶板分布在矿井中北部深部区域，粉砂岩顶板零星分布，底板以泥岩为主。表5-1 32煤层顶底板特征表顶底板名称岩石名称厚度（m）岩石特征伪顶泥岩，碳泥00.99直接顶泥岩，粉砂岩1.024.8致密，易冒落，薄层状老顶砂岩，粉砂岩5.3837硬度中等，局部裂隙发育直接底泥岩1.074.83老底泥岩，粉砂岩5.02505.1.2地质构造本采区位于工业广场保护煤柱西北侧，采区地质构造较发育，有4条较大的断层，对采区布置带来很大的不便。断层特征见下表：表5-2 32采区断层特征表断层名称倾角（）落差（m）断层种类走向倾向长度（km）分布情况BF195560025逆NESE2.6采区中部BF2670018正NENW1.0边界BF2770015正NWNE0.63采区下部BF3270022正NESE0.65边界5.1.3煤层瓦斯含量本采区瓦斯平均绝对涌出量一般在2.31 m3/min，最大瓦斯涌出量3.5 m3/min。背斜附近有瓦斯富集。甲烷成分大都在80%以上，最高为97.32%，无明显的分带性。5.1.4煤尘爆炸性和煤的自燃倾向32煤层挥发分产率30%，火焰长度大多为50400mm，有爆炸危险性。32煤属于极易自燃不自燃发火煤层。5.1.5地温，地压本矿井恒温带深度为39米，地温梯度2.60C /100m，属于以地温正常为背景的高温区。在-500米以上一般都低于320C 。本采区为260C ，为无热害区。本矿井地压活动比较严重，随着开采深度的增加压力会越来越大。有时会有煤壁片帮，地板隆起等现象。因此在生产活动中要加强对地压观测和管理。5.1.6水文条件采区上部被第四含水层覆盖，四含水层含水丰富，由于距离较远，对矿井安全生产威胁不大。本系地层有巨厚松散层，与地表无水力联系。5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1采区走向长度根据我国煤矿实践经验：对于缓斜倾斜煤层，如果开采条件好，采区长度为10001500m。综合机械开采，采区单面布置时，走向长度一般不小于1000m；双面布置时，走向长度不小于2000m。本矿走向长度为7800m，首采区长度为4500m以上。5.2.2区段斜长和区段数目使用走向长壁采煤法的采区，区段斜长等于回采工作面长度加上区段平巷和护巷煤柱的宽度。工作面长200m， 区段煤柱30m,根据巷道断面确定取4-5m。区段斜长230m，采区沿倾斜划分为7个区段。5.2.3采区上山的布置对单一原煤层和联合布置采区，一般应将上山布置在煤层底板岩石中，但在下部煤层的底板岩层距涌水量特大的岩层很近时，不能布上山。采区上山之间在平面上，保持2025m的间距，在立面上由采区涌水量大为便于排水，可将轨道上山布置在低于运输上山的位置。林南仓煤层群开采，两条上山都布置在32煤煤层底板岩石中。5.2.4区段平巷的布置区段平巷布置在煤层中，采用双巷布置，留30m区段煤柱。5.2.5采区运输，通风生产系统的确定运输系统：工作面区段运输平巷溜煤眼运输上山采区煤仓运输大巷通风系统：轨道大巷轨道上山区段轨道石门下区段回风平巷联络巷回采工作面区段回风平巷采区回风上山回风大巷运料系统：轨道大巷轨道上山采区上部车场甩车场区段回风平巷工作面5.3 采区车场设计5.3.1采区上部车场形式的选择采区上部车场常用的有甩车场和平车场，平车场又有顺向和逆向等形式。平车场和甩车场的选择主要根据绞车房的布置和维护条件。本次设计中，采区上部车场选为平车场。选用平车场时，当车场巷道直接与总回风道联系时可采用顺向平车场。当布置采区时，且有采区石门与各煤层回风平巷及总回风道相联系时，可采用逆向平车场。本采区位煤层单层布置，采用逆向平车场。图5-1 采区上部车场1运输上山；2轨道上山；3绞车房；4绞车房回风道；5回风大巷5.3.2采区中部车场的选择采区中部车场只能是甩车场，它的基本形式按甩车方向分，有双向甩车和单向甩车两种；按甩入地点不同，又分为甩入绕道车场，甩入平巷车场和甩入石门车场三种。开采单一薄及中厚煤层的采区中部车场多采用甩入绕道式；联合布置的采区或采用岩石上山的采区其中部车场多采用单向甩入石门式车场。 本采区采用单向甩入石门式中部车场。如下图所示：图5-2 采区中部车场1运输上山； 2轨道上山；3区段运输平巷；4下区段轨道平巷；5区段运输石门；6区段进风运料石门调车方式：区段运输平巷所需材料设备由采区轨道上山经过区段轨道石门，运至运输平巷。工作面采下的煤炭通过区段运输平巷，溜煤眼至采区回风上山。5.3.3采区下部车场的选择及设计采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成。主要根据装车地点的不同，采区下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种。本采区采用胶带输送机运煤，大巷装煤。采区的辅助提升下部车场是采区掘进、出煤、出矸进料等的转运站，是采区下部车场的组成部分。下部车场的辅助提升车场多为绕道式。绕道位于大巷顶板的称为顶板绕道，位于大巷底版的称为底版绕道。一般情况下。煤层倾角在12 以上时，可采用顶板绕道；当煤层倾角较小时，即12 以下时，采用底板绕道。联合布置采区具有长度较大的采区石门时，宜采用石门装车的下部车场。在选用顶板或底板绕道时，应注意轨道上山的起坡角，一般以不超过25 为宜。由于本矿井煤层倾角在12 以下，故本矿井下部车场的辅助提升车场采用底板绕道式。立式下部车场的布置紧凑，工程量省，调车方便；绕道出口交叉点距离装车站近，线路布置困难，绕道维护条件较差，倾角大于12 的煤层运输大巷距离上山的起坡点较远且顶板围岩条件较好时采用。卧式下部车场的调车方便，但工程量较大，线路布置简单，绕道的维护条件较好，当煤层倾角大于12 ，运输大巷距离上山起坡点近，围岩条件较好是采用。斜式下部车场工程量较省，调车较方便；绕道维护条件差。当煤层倾角大于12 ，不能立式布置而卧式工程量又太大时采用。根据此次设计的主采煤层特征和围岩条件，本矿井下部车场的辅助提升车场采用顶板绕道卧式下部车场，轨道上山在接近下部车场时可变化，使轨道上山起坡角为25 ，轨道上山变坡有利于减少工程量。采区下部车场与运输大巷关系如下图图5-3 采区下部车场；1运输大巷；2轨道大巷；3煤仓；4绕道5.3.4采区主要硐室的布置采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房和采区变电所等。1） 采区煤仓（1）煤仓的形式及参数井巷式煤仓按煤仓的中轴与水平面的夹角分为垂直煤仓和倾斜煤仓两种。垂直煤仓一般为圆形断面，圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。本矿采区煤仓都选用垂直煤仓。煤仓的断面直径取5 m, 煤仓高度取25 m。（2）煤仓容量合理的煤仓容量应在保证正常生产和运输的前提下，工程量最省。按采煤机连续割煤的产量计算： Q = Q0 + LMbC0kt (5-6)式中： Q 采区煤仓容量，t； Q0 防空仓漏风留煤量，一般取510t； L 工作面长度，m； M 采高，m； b 进刀深度，m； 煤的容重，t/m3； C0 工作面采出率； kt 同时生产的工作面系数，综采时，kt = 1；则 Q = 5 + 2004.00.81.493%1 1005 t（3）采区煤仓的支护本采区煤仓采用砌碹支护，壁厚350 mm，为避免堵仓，煤仓下口采用双曲线型，煤仓上口设置铁篦子，防止大块煤及矸石进入煤仓。煤仓内采取预埋钢丝绳等措施，处理万一堵仓事故。2） 采区绞车房的布置采区绞车房主要依据绞车房的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质进行设计。绞车选用JTY1.6/1.5B型表5- 1 绞车参数钢丝绳负荷（kN）绳速m/s滚筒尺寸（mm）容绳量 m外形尺寸长宽高（mm）重量kg最大静张力最大静张力差直径宽度45.0045.000316001500113056003800260015200采区绞车房布置在围岩稳定，无淋水、地压小、易维护的地点，绞车房与相邻巷道要有足够的保护煤柱或岩柱，一般不小于10 m。3）采区变电所的布置采区变电所是采区供电的枢纽，采区变电所布置在围岩稳定、无淋水、地压小、通风良好的地点，设在采区用电负荷的中心。变电所位置设在上山中央部位，位置见采区平面布置图。高压电气设备与低压电气设备宜分别集中在一侧布置，硐室宽度取3.6 m。变电所的高度根据人行高度、设备高度及吊挂电灯的高度要求确定为3.5 m。采区变电所采用不可燃材料支护，本采区选用锚杆支护。采区变电所硐室见下图：图5-4 采区变电所硐室图5.4 采区采掘计划5.4.1采区主要巷道参数确定1） 轨道上山断面轨道上山是布置在距煤层底板10m的半圆拱形式的岩层巷道，支护方式采用锚杆+喷射混凝土支护，其中布置900mm轨道，采用综合掘进机组进行施工，月进度为250m/月。断面及其特征见图5.8和表5.5。图5-5 轨道上山断面示意图表5-2 轨道上山巷道断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺/mm喷射厚度/mm锚杆（mm）净周长/m净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格L*岩巷11.513.642003700100树脂100菱形800150015002013.12）运输上山断面运输上山是布置在距煤层底板20m的半圆拱形式的岩层巷道，支护方式采用锚杆+喷射混凝土支护，其中布置胶带输送机，采用液压、凿岩台车机械化作业线施工，月进度为250m/月。断面及其特征见图5.9和表5.6。图5-6 运输上山断面示意图表5-3 运输上山巷道断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺/mm喷射厚度/mm锚杆（mm）净周长/m净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格L*岩巷11.513.642003700100树脂100菱形800150015002013.1支护方式：为了巷道的稳定性，防止围岩垮落或过大变形，巷道掘进后都要进行支护，其支护使用的材料有木材、金属材料、石材、混凝土、钢筋混凝土、砂浆等。采区上山、主要石门选用钢筋砂浆锚杆支护，区段平巷采用锚索网支护。掘进方法：我国传统的岩煤巷掘进方法是钻眼爆破法，这种方法有不少缺点，例如施工工序太多、劳动强度大、效率低、同进尺寸只在200m左右，它与传统的炮采工作面日产300t，月推进度50m，消耗准备巷道约200m的情况基本上能适应。但随着回采机械化的发展，普采、高档普采、综采工作面的不断出现，回采工作面月产量由300t上升到1000t ，工作面推进度达100150m。准备巷道的月消耗达400m左右，传统的钻眼爆破法掘进巷道已不能适应，本矿井同样采用掘进机掘进。掘进进度：根据邻近矿井或条件类似矿井所达到的巷道掘进速度和施工队伍的技术管理水平分析研究确定巷道掘进速度。不同机械化程度的巷道掘进速度不宜低于煤炭工业矿井设计规范规定。表5-4 平巷掘进速度表掘进机械化程度巷道煤岩类别月进度/m综合机械化掘进机组煤400半煤岩250钻爆法煤200半煤岩150液压、凿岩台车机械化作业线岩120气腿凿岩机械化作业线岩80采区采用综合机械化掘进机组和液压凿岩台车机械化作业线掘进。5.4.2确定采区生产能力采区生产能力应根据地质条件，煤层生产能力，采掘机械化程度和采区内同时生产的工作面个数及其接替关系等因素来确定。综合机械化采煤时，采区内同采工作面个数以1个为宜。确定采区生产能力时，应考虑以下原则：（1）根据煤层赋有条件，顶底板岩石情况和回采技术条件。确定合理的回采工作面长度和推进进度。应尽量使回采工作面有较高的单产水平，如回采工作面年产在30万吨以上时，采区内同采工作面数目不宜过度，一般为12个，最多不宜起过3个。（2）安排采区内目采工作面数目时，应以符合开采顺序，保证安全生产的原则，对开采煤层群的联合布置采区，煤层数目多，层间距离近的，一个区段内同采的煤层数，一般以不超过2个为宜。（3）根据回采工作面接替的安排，应力求使采区正常生产期间的正量保持稳定，采区正常生产，必须下于采区产量递增期和递成期之和，最好使三点采区服务年限的75以上。（4）确定采区生产能力时，应考虑与新采区的准备工作相适应，与采区主要生产环节的生产能力相呈应，与矿井井互相适应。工作面日产量 （5-7）L采煤工作面长度，m；V0工作面推进度，m/a；M煤层厚度或采高，m；煤的密度，t/m3；C0采煤工作面采出率，取0.9332煤层：A02000.864.03301.40.93164.98万吨150万吨5.4.3计算采区回采率采区回采率是反映采区巷道布置优劣的主要指标之一。采区回采率计算公式为采区回采率采区工业储量年采损失/采区工业储量100。采区开采过程中的煤炭损失主要有：工作面落煤损失，约占37，区段煤柱，上（下）山煤柱，边界隔离煤柱等。各项煤标损失，根据煤柱尺寸不同并考虑煤柱的回收率分别力以计算。采区回采率一般不低于国家规定：厚煤层为75，中厚煤厚为80；薄煤层为85。工作面回采率为93%。1) 采区工业储量为Qg：Qg=采区可采面积煤厚煤平均容重 （5-8） = =2.49107 tQs= （5-9） =(2.491070.25107)0.93 t =2.08107 t3) 采区回采率R （5-10）6 采煤方法6.1 采煤方法和回采工艺6.1.1选择采煤方法本矿井煤层为缓斜厚煤层，一次采全厚大采高走向长壁综采，用全部垮落法处理采空区，回采工艺为综采。工作面长200m，年进度L计算公式： LL1 T1 （6-1）式中： L1日进尺数 T1年工作日，取330d则：L=0.86330=1584m6.1.2采煤工作面回采工艺设计综采工作面的设备选型及配套：综采工作面设备选型，不仅应根据煤层赋存条件，顶底板特性选择合适型号的采煤机，运输机和液压自移支架。更重要的是在选型时，注意工作面三大设备以及工作面运输巷的运输机和其他设备在生产能力，设备强度和空间尺寸上的配合。采区间采用前进式开采，区段间采用下行式开采。（1）采煤机选用MG450/1040-WD型采煤机，其技术参数如下： 表6-1 采煤机主要技术特征表采煤机型号、技术特征MG450/1040-WD采高m2.1-4.8截深m0,8;1.0适应倾角35滚筒直径m2.5滚筒转数r/min29;35;40摇臂长度mm2890摇臂摆动中心距mm7790牵引力KN748/440牵引速度m/min08.69牵引型式电牵引(交)无链销轨链轨机面高度mm1505157015051900卧底量mm326;426;526326;526灭尘方式内外喷雾装机功率Kw2400+255+302450+255+30电压V3300机重T6062选用SGD730/320型刮板输送机，其技术参数如下：表6-2 刮板输送机主要技术参数表SGD730/320设计长度（m）200出厂长度（m）150输送量（t/h）700刮板链速（m/s）0.93链条型式双链电动机型号YSB160功率（kW）2（3）160电压等级（V）1140转速（r/min）1475刮板链链规格34126C破断拉力（kN）1450中心距（mm）180刮板距离（mm）1080每m重量（kg）76.4中部槽型式铸造式规格（长宽高）（mm）1500880300挡板规格（长宽高）（mm）15001646950机头卸载方式侧卸最大尺寸（mm）351653301355单件重（kg）30502牵引型式无链 机器总重（t）379选用ZY3200/23/45型支撑掩护式液压支架，其技术参数见下表：表6-3 工作面液压支架参数支撑高度（m）初撑力（KN）工作阻力（KN）移架步距（mm）支护强度2.35.023523138800563.5586长宽（m）立柱型式推移行程（mm）千斤顶型式移架速度（s/架）5.61.42双伸缩800浮动活塞815区段运输平巷胶带输送机，选用SSJ1200/4200型可伸缩胶带输送机，其技术参数如下：表6-4 胶带输送机技术参数表SSJ1000M整机性能输送能力（t/h）800输送距离（m）2000带速（m/s）2.5最大坡度（）3储带长度（m）100质量（t）118电动机型号YSB160功率（kW）160+90电压（V）1140减速比i23.39输送带宽度（mm）12006.1.3采煤机的工作方式和进刀方式综采工作面采用双滚筒采煤机采煤时，普遍采用先进刀后移架的斜切进刀式。双滚筒采煤机一般采用双向割煤。本矿井工作面采用端部斜切割三角煤进刀，进刀长度40m，往返一次割两刀，具体过程如下： 采煤机在输送机机尾附近安好后，将输送机推向煤壁，如下图所示： 采煤机沿输送机弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止，如图： 将输送机机尾推靠煤壁，与此同时，升后滚筒，将前滚筒。 采煤机朝机尾方向割煤，待割透煤后在调换上、下滚筒 采煤机反向进行正常割煤，滞后与采煤机移输送机，一直割到机头。 在机头处重复上一工序，然后再割回机尾。6.1.4采煤机滚筒螺旋选择采煤机采用向背旋转，即右滚筒右旋（顺时针），左滚筒左旋（逆时针），此时右滚筒采用右螺旋，左滚筒采用左螺旋。6.1.5综采工作面巷道布置及端头支架综采工作面上、下端头顶板暴露面积大，机械设备多，又是安全出口，这里的支护对安全生产具有重要的意义。根据本煤层情况，顶板属于中等稳定，故可利用工作面液压支架支护端头，通过安设在机头部和机尾部的移架梁来实现移架。 6.1.6综采作面组织循环作业及循环图表的编制缓斜中厚煤层的综采工作面一般只有割煤，移架和推移输送机3个主要工序。习惯上，完成这3个主要工序后机头机尾的支架滞后工作面支架一个截深。就算完成一个循环。因而一般是按3及循环方式组织作业的。但在安排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采工作面的一个很重要的工序，进行适当安排，保证检修时间，本井田工作面采用“三班半采煤，一班准备的四班制作业”，工序安排要保证工序顺利进行，割煤、移架和推移输送机要平行作业，劳动组织采用追机作业。综采工作面的劳动组织采用追机作业方式。追机作业适用于顶板较稳定支护工作简单，移架进度快，工作面出勤人员少技术管理水平较高的情况。表6-5 劳动组织表序号工种出勤人数合计一班二班三班1班长22262采煤机司机33393输送机司机33394顺槽司机11245支架工33396钳工11247电工11248泵站工11139断头支架工333910其他工种113511巷道维护44合计19192866图6-1 工作面作业循环图表工作面主要技术经济指标见表6.6。表6-6 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m2002采高m4.03煤的容重t/m31.44循环进度m0.85循环产量t999.96日循环数个67日产量t39128回采工效t/工97.089坑木消耗m3/万t6.510回采率%83.5311吨煤成本元/t326.2 综采工作面巷道布置方式6.2.1回采巷道布置方式表6-7 综采工作面巷道布置方式方式优缺点适用条件适用地点一小一大巷布置优点：系统简单、工程量省、搬运设备方便、煤柱损失少合供电集中等缺点：运输平巷断面大，受采动压力影响有时难维护顶底板条件较好，采场涌水、瓦斯不大大同、徐州等局采用普遍三小巷布置优点：巷道断面小，维护容易，胶带机和其他设备分装在两条巷道内，对设备检修合维护方便缺点：1、增加了回采巷道掘进率2、联络巷破坏了煤柱的完整性大断面不易维护，涌水大的低瓦斯工作面大同晋华宫矿二条半小巷布置优点；巷道断面小，维护工程量小，设备移动合处理工作巷道积水方便缺点：工程量大，设备巷道有时不能复用或维护费高煤柱损失大大断面不易维护，涌水大的低瓦斯工作面大同四老沟矿、王村矿二小巷布置优点：工程量省缺点：1、排放水及设备、材料运输均不方便2、电器设备在回风流中，安全性差瓦斯小，无积水、煤层倾角小徐州东城7井一大一小巷布置同一大一小巷煤层倾角小于10，可采用下行风的工作面徐州、义马巨个别工作面二大巷布置优点：系统简单，搬运设备方便，煤柱损失少缺点：巷道断面大，维护困难当风量要求大断面时使用阳泉二、四矿综采机械化采煤采用单巷布置时，区段运输巷的一侧需要布置转载机和胶带输送机；另一侧布置泵站和移动变电站，所以巷道断面大，一般在12m2 以上。同时随着综采技术的发展，综采高产高效工作面大量涌现，综采生产水平不断提高，综采设备多、产量大、需风量大，加之规程要求，所以综采工作面已普遍采用两大巷的布置形式，回风平巷断面不小于10m2 ，运输平巷断面不小于12m2 。本采区区段平巷采用双巷布置方式。6.2.2回采巷道参数1）断面顺槽、联络巷断面均为5m宽，3.5m高。采用胶带输送机运煤，固定式矿车辅助运输，运输顺槽采用1000mm宽的胶带输送机运煤，其他顺槽均布置900mm宽的轨道，并布置排水管路和动力电缆。2）支护各顺槽断面积支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3m，高为3.65m，设计掘进断面为19.38，净断面为17.5。（1）锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度为2.4m，杆尾螺纹为M22，规格型号20#-M22-2400。（2）锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360，钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。（3）钢筋托梁规格：采用直径为16mm的钢筋焊接而成，宽度为100mm，长4.8m，规格型号为16-4800-100-6。（4）托盘：采用拱形高强度托盘，规格为150mm150mm8mm。（5）锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30角，其余与顶板垂直。（6）网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格50mm50mm、5.5m1.1m。（7）锚杆布置：锚杆排距1m，每排7根锚杆，间距800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250mm。（8）锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335，两支规格为Z2360。锚索矩形布置，每排两根，排距3m，间距2.0m，距帮1.65m。3）巷帮支护（1）锚杆形式和规格：顺槽煤柱侧为18mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20，规格型号为18-M20-2000；工作面一侧煤帮为18mm玻璃钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M16，规格型号为18-M16-2000。（2）锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690mm。（3）托盘：采用拱形高强度托盘，规格为120mm120mm6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200mm300mm50mm的柱帽，中心孔直径30mm。（4）锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10。（5）网片规格：顺槽煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮，规格：50mm50mm、3.0m1.1m；工作面一侧煤帮为玻璃锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。（6）锚杆布置：锚杆排距1m，每帮每排4根锚杆，间距800mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板450mm，起锚高度800mm。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。7 井下运输7.1 采区运输设备采区运输设备选型主要包括采煤工作面、区段运输平巷、采区上下山的主要运输设备。7.1.1刮板输送机的选择计算选用SGD730/320型刮板输送机。1） 运输能力的计算每秒运输能力 （7-1）式中 v刮板链运行速度，取0.93m/s；q输送机上单位长度货载质量。每小时运输能力： （7-2）其中 （7-3）F0刮板输送机溜槽中货载断面积货载的散集容量（=0.85-1.0），取=0.95则 q =10000.2340.950.95=211 kg/m因此 Q =3.62110.93=706.4 t/h上述是运输设备的运输能力，它必须大于运输设计生产率，才能满足生产的要求。运输设计生产率是由矿井产量任务和它的工作制度所决定的单位时间运输量，它的计算公式如下： （7-4）式中： Q1运输设计生产率，t/h；Ar日产量，t/d；Tr日运输工作时间，h；K不均衡系数。则运输设计生产率为： Q1=1.29999/18 =666.6 t/h2）力的计算在垂段直线段运行的总阻力： （7-5） 在空段直线段运行总阻力 （7-6）式中：WZH重段直线段的总阻力，NWk空段直线段的总阻力，Nq单位长度上的装煤量，Kg/mq1刮板链单位长度质量，Kg/mL刮板输送机长度，m煤在槽内运行的阻力系数，0.71刮板链在槽内运行的阻力系数，0.4g重力加速度刮板输送机的倾角WZH=（2110.7+760.4）2009.8cos27(211+76)2009.8sin27 = 3.11052.6105 = 5.57104NWk= 762009.8(0.4cos27-sin27) = 1.21105NW曲线阻力 = 0.04Sy = 0.041.21105N=4840NSy在链轮相遇点刮板链的张力对于可弯曲刮板输送机，刮板链在弯曲的槽中运行时，弯曲段将产生附加阻力其大小可按直线段运行阻力的10%计算。 即W附加阻力10%（WzhWk）=0.1(5.57104+1.21105)1.77104N3）刮板链张力的计算采用逐点张力法进行计算，逐点张力的规则，牵引构件某一点上的张力，等于其运行方向后一点的张力与这两点间的运行阻力之和。图7-1 重段直线段运行的总阻力公式表达： （7-7）式中： Si，Si1牵引构件上前后两点的张力 W(i1)i前后两点间的运行阻力（1） 最小张力值位置及最小张力确定由于此刮板运输机为双机头驱动故计算如下：设上部电动机nA台，下端电动机nB台，n=nAnB，总牵引力0S2 = S1+WZhS2S3 = Wh=W0/nnB所以S1=S3+ W0/nnBWZh 1=1.1(WZhWk) S1 = S3+1.1 nB/n Wk(11.1 nB/n) WZh1.2 nB/nWk(11.1 nB/n) WZh =1.1nB/n(WkWZh)WZh = nB/n2.051055104N =0.17105 当上下电动机相同时，S1S3，故最小张力点在S1点（2）刮板链张力计算由“逐点张力法”得：S1=Smin=22500=5000NS2=S1+ kS3=S2+W2-3=S2+0.06S2=1.06S2S4=S3+ WZh=1.05S2+ WZh当仅需要计算牵引力时，可用简便方法进行计算，即将曲线段运行阻力按直线段运行阻力的10%考虑，则牵引力为：N对于可弯曲刮板输送机，在计算运行阻力时，还要考虑由于机身弯曲导致刮板链和中部槽侧壁间的摩擦产生的附加阻力。该附加阻力用一个附加阻力稀疏f1.1计入。故可弯曲刮板输送机总牵引力为：（3）电动机功率根据上述方法计算出了刮板输送机的运行阻力和链轮的牵引力，就可以计算出电动机的功率（kw）为： （7-8）式中，V刮板链运行速度，m/s；传动装置效率，0.80.85对于机械化采煤工作面，可弯曲刮板输送机，其货载的装载长度随采煤机的移动而变化。在这种情况下，输送机电机功率按等效功率来计算。 （7-9）式中， Nmax 刮板输送机满负荷时电动机的最大功率，按上一个公式计算，kw；Nmin 刮板输送机空载时电动机的最小功率，kw；计算公式为：1.1276.42000.39.8cos271.2（10000.8）142.7kw206.94kw刮板输送机电机容量（单位：kw）为 （7-10）式中， - 备用系数，一般取1.151.20，本设计取1.20；N0KdNd 1.20249273.9kw（4）刮板链强度计算 (7-11) Smax = S4 = 2.382105N (7-12)式中 Sp一条刮板链子破断拉力，N双链负荷不均匀系数，取0.85k = 214.51050.85/(1.21.9105)= 10.83.57.1.2带式输送机的设计计算1）运行速度的选择 带式运输机选SSJ1000MSSJ1000M型带式运输机的主要技术特征如下：带宽：1000mm 运量：800t/h 主电机功率：160KW带速：2.5m/s 最大倾角：30 传动滚筒：630mm机头部外形尺寸：4312258916652）输送带宽的计算与选择理论生产率： (7-11)式中:V输送带运行速度，m/sF被运物料在输送带上堆积断面积，m2被运物料的堆积密度，t/m2，取1C输送机的倾角系数 A = 36002.510.1538（0.91-0.05）2= 1000t/(m.h) B = 1.1(1000/3600VKC)0.05 = 1.045m基本参数计算(1)输送带上物料的线质量（Kg/m）q=Q/3.6vq=1000/(3.62.5)=111.1Kg/m(2)输送带上线质量 (7-13)式中: 输送带取层帆布厚度，=1.25i帆布层数，6层1+26材料平均密度，1.1qd = 1.2(61.256)1.1 = 17.8Kg/m(3)托辊线质量qtG/lt qtG/lt式中： qt，qt承载分支，回空分支托辊组旋转部分线质量，Kg/mG, G承载分支，回空分支组旋转部分质量，Kg/m，取11lt，lt承载分支，回空分支托辊组的布置间距，mqt=11/1.3=8.46qt=11/2.6=4.23(4)带式输送机运行阻力计算 承载分支直线段输送带的运行阻力WZh（N） (7-14) 回空分支直线段输送带运行阻力WK（N） (7-15)式中： ，阻力系数； =0.04 =0.034L输送机铺设长度，200m输送机铺设倾角，26.7WZh=0.04（111.1+17+8.46）9.8200cos27+128.92009.8sin27 =0.0951051.15105 =1.245105Wk =0.034(17+4.23)9.8200cos27+17.829.8200sin27 =1.3103+1.59105 =1.60105(5) 输送带张力的计算 其中k取1.04需要传动滚筒表示输出的牵引力为F0 (7-16) n=1.17 =0.2 (7-17) (7-18)= 1.17(1.041.61051.245105)/e0.2131(1.0441)117= 3.4105/12.27= 2.77104N检验输送带的垂度条件： (7-19) = 5(111.1+17.82)1.3cos279.8 = 7.32103N (7-20) = 517.822.6cos279.8 = 2.02103N输送带强度的校核输送带许用张力S=diB/mSmax 满足条件验算电动机功率S1 = 4.1103 S10 = 4.84104故 F0l = 4.431042.1103= 4.64104N所需电功率Nd (7-21)= 1.17（4.641042/0.85）103 = 127 kW 160kW7.2 辅助运输设备7.2.1矿车选择选用蓄电池式电机车，型号为XK89/132A，外形尺寸为443013541550矿车参数MG3.39表7-1 矿车主要技术参数技术特征参数技术特征参数技术特征参数型号MG3.3-9容积3.3m3名义载重量3t轨距900mm轴距1050mm牵引高度320mm缓冲器类型双列弹簧式最大牵引力60KN车轮直径350mm按设计规范规定，大巷运输矿车分为1 t、1.5 t、3 t和5 t几种形式，本矿井选用3 t矿车。 7.3 大巷运输设备选型7.3.1主运输大巷设备选型运输大巷采用胶带输送机运煤，工作面生产出来的煤到达采区煤仓，采区煤仓里的煤炭下放到大巷里铺设的胶带输送机。SSJ1000/2160胶带输送机技术参数见表7.2。表7-2 胶带输送机技术参数表带宽mm1000电机功率kw2160运量t/h1000驱动控制方式CST加鼠笼电动机输送距离kw1200驱动滚筒直径mm630胶带安全系数6.47带强N/mmST/2500阻燃带速m/s3拉紧中部自动绞车拉紧7.3.2辅助运输设备选型煤矿巷道掘进运输用电机车牵引矿车，将重车拉到井底车场，空车通过蓄电池电机车牵引至工作面。按设计规范规定，大巷辅助运输选用3.0 t固定箱式矿车，其型号和技术特征见表7.3。其他大型材料设备运输采用矿用平板车，其技术参数见表7.4。矿车牵引采用5 t矿用防爆电机车牵引，其型号和技术特征见表7.3。表7-3 固定箱式矿车技术参数表型号MGC3.3-9轮径mm350装载量t3.0牵引高mm320容积m31.7轮轴外宽mm1150最大装载量t2.7缓冲器形式双列弹簧轨距mm900允许牵引力KN58.8轴距mm750自重KG980表7-4 选用平板车MPC5技术参数表载重（t)5牵引高度（mm)320轨距（mm)900外形尺寸（mm)2100*1150*480轴距（mm)600自重(KG)780车轮直径（mm)350配用矿车型号MGC1.7-97.3.3运输设备能力验算1）主要运输设备由于设置了采区缓冲煤仓，故胶带输送机选择只需满足矿井正常运输煤炭即可。工作面平均每小时能生产出556 t煤炭，大巷胶带输送机的宽度为1000 mm，运输能力为1000 t/h，主井提升能力为750 t/h，故主井井底煤仓的设置有利于主井的运输能力的缓解，有利于生产，符合生产要求。2）辅助运输设备根据煤炭工业设计规范要求：辅助运输采用机车运输时，运输矸石材料选用3.0 t固定箱式矿车及材料车，运输大件重型设备应配备专用平板车。根据本矿情况，所选设备俱能满足运输要求。8 矿井提升8.1 主井提升8.1.1主井提升（1）主井年产量： An1.5Mt/a；（2）工作制度：年工作日br，日工作小时数t，根据煤矿设计规范br330d，t=16h；（3）矿井开采水平数，各水平的井深Hs及各水平的服务年限矿井开采水平：第一水平，井深：570 m，服务年限：61.9 a；（4）提升方式：主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升；（5）卸载水平与井口高差： Hx = 30m；（6）井下运输水平与装载水平的高差 罐笼提升：Hz = 0 m 箕斗提升：Hz = 20 m；（7）煤的松散密度 0.95t/m3。8.1.2副井提升（1）井筒各水平的深度：开采水平为第一水平，深度为590 m ；（2）矸石提升量一般按煤炭产量的15%25%计算，这里取15%，则矸石提升量为： 150 万t15%22.5 万t（3）最大班下井人数 一般按每天下井工人总数的40%计算。8.2 提升容器的选型计算8.2.1小时提升量 （8-1）式中： An主井年产量，t/aa提升不均衡系数，1.1af提升能力富裕系数，0.2Ah = 1501041.11.2/(33016)= 375t/h8.2.2合理的提升速度研究表明，常用的经济提升速度为： vm = （0.30.5）H1/2 (8-2) 式中： H 提升高度，H = Hs + Hx + Hz；Hs 井深，Hs = 600 m；Hx 卸载高度，Hx = 30 m；Hz 装载高度，Hz = 20 m；= 570 + 30 +20= 620 m提升高度愈大，其系数取值愈大。一般情况下，当H200 m时，取0.3为宜，当H600 m时取0.5为宜，本矿井埋深大于600 m，系数取0.5。则vm = 0.56501/2= 12.75m/s 8.2.3一次提升循环时间估算一次提升循环时间的公式为： (8-3)式中： a 加速度，m/s2； u 爬行时间，取10s； 休止时间，20 t箕斗取20s；则一次提升时间为：Tx = 650/12.75 + 12.75/0.75 + 10 + 16= 97.98s8.2.4一次合理提升量的确定一次实际提升量： (8-4)则 = 10.21 t8.2.5计算一次提升循环时间Tx所需提升速度由 (8-5)以及 (8-6)得 vm = 12m/s根据以上分析可选用以下设备：(1) 一对JD20/6（Y）型箕斗，技术参数如下：表8-1 主井箕斗技术参数表名义载煤量/t外形尺寸/m3提升钢丝绳箕斗自重/t数量/根直径/mm绳间距/mm202.81.514.664030019.9JKD32504型多绳摩擦提升机，技术参数如下：表8-2 多绳摩擦机技术参数表摩擦轮直径/mm导向轮直径/mm钢丝绳最大静张力/kN钢丝绳最大静张力差/kN钢丝绳最大直径/mm钢丝绳根数/根3250250070017032.54钢丝绳间距/mm最大提升速度/ m/s主轴装置重力/kN减速器重力/kN减速器型号机器重力/kN30011.75210270ZGH100591（3） 选用GDG1.5/9/2/4K型立井多绳罐笼，其技术参数见下表：表8-3 副井罐笼技术参数表装载矿车型号MGC1.79车数/个4乘人数/个84罐笼装载量/kN14.68罐笼质量/t11.88最大终端载荷/kN580提升钢丝绳首绳数/个4尾绳数/个28.3 提升钢丝绳的选择8.3.1主井钢丝绳主副井均采用多绳摩擦式提升系统如图8-2所示。根据所选罐笼可知，钢丝绳选用619股提升容器上有4根钢丝绳，每根钢丝绳的单位长度质量为mp；提升容器有2根等重尾绳，则每根尾绳单位长度质量为2mp。对于等重尾绳提升系统，提升钢丝绳在A点受最大静张力Qmax，且重载容器在任何位置时其值不变。图8-1 提升钢丝绳计算示意图式中 m 一次提升货载质量，kg；mz 提升容器自身质量，kg；mp 提升钢丝绳每m质量，kg/m；g 重力加速度，m/s2；Hc 钢丝绳最大悬垂长度，HcHj+Hs+Hz；Hj 井架高度，罐笼提升Hj1525m，箕斗提升Hj3035m。设b为钢丝绳抗拉强度(N/m2)，As为钢丝绳所有钢丝断面积之和(m2)，0为钢丝绳密度(kg/m3)。要想保证钢丝绳的安全工作，必须满足 （8-7）As与的关系为，代入上式得 （8-8）钢丝绳密度0也可以近似按钢丝绳平均密度9400kg/m计算，g取10m/s，则上式变为： （8-9）提升钢丝绳得安全系数ma可按表82计算。我国立井多采用1570N/mm2和1700N/mm2的提升钢丝绳，本矿拟采用1570N/mm2得提升钢丝绳，则b1570106N/m2。提升钢丝绳： （8-10） （8-11） （8-12）则提升钢丝绳选用181930，尾绳选用181943。表8-4 提升钢丝绳安全系数ma单绳缠绕式多绳摩擦式专为升降人员99.20.0005Hc升降人员和物料升降人员99.20.0005Hc混合99.20.0005Hc升降物料7.58.20.0005Hc专为升降物料6.57.20.0005Hc验算公式： （8-13）提升钢丝绳验算：所以，钢丝绳满足设计要求。8.3.2副井钢线绳直径：钢丝绳24 624股钢丝绳总断面积：225.66mm2参考重力：2234N/100m钢丝绳公称抗拉强度：1500N/mm2钢丝破断拉力总和：349500N8.4 提升机与天轮的选择8.4.1提升机的选择本矿采用有导向轮摩擦提升井上安装方式，则提升机：，选择滚筒直径D3250mm；依据计算D值，从提升机参数规格表中选取标准提升机。提升机：型号Jkm-3.25/4()，具体参数见表8-3。表8-5 JkmD-3.54（）型多绳摩擦式提升机部分参数机器型号主导轮直径导向轮直径钢丝绳最大静张力钢丝绳最大静张力差钢丝绳最大直径最大提升速度减速器速比扭距最大额定mmkNmmm/skNmJkmD-3.54（）32503000300952811.87.3510.511.5230420141250等重尾绳摩擦式提升机强度验算公式为：8.4.2天轮的选择型号：TSG3000/20主要参数：名义直径：3000mm，绳槽半径20适用钢丝绳直径范围735737mm允许钢丝破断拉力总和：989.8kN两轴承中心距：950mm轴承中心高：240mm变位质量：781Kg总质量：2466Kg8.5 电动机的选择提升电动机的功率与一次实际提升量和标准速度有关，一般双容器提升电动机的功率，可用下式计算： (8-14)提升电动机：式中 k 矿井阻力系数，箕斗提升k 1.15，罐笼提升k 1.2；m 一次提升货载质量，kg；m 所选提升机的标准速度，m/s； 考虑到提升系统运转时，加、减速度及钢丝绳重力等因素影响系数。箕斗提升取，罐笼提升；减速器传动效率，单级传动，双级传动；g 重力加速度，m/s2。提升电动机旋转速度n、减速比i、提升速度vm机滚筒直径D有如下关系： (8-15)提升电动机：根据计算出的P与n可知，设计提升容量大于3000kW，则可以使用双机拖动直流系统。9 矿井通风与安全9.1 矿井通风系统的选择9.1.1选择矿井通风系统矿井通风系统的要求：（1）每个生产矿井，必须至少有2个能行人的通达地面的安全出口。各个出口之间的距离不得小于30m。如果采用中央式通风系统，还要有井田边界附近设置安全出口。当井田一翼走向较长，矿井发生灾害不能保证人员安全撤退时，必须掘进井田边界附近的安全出口。井下每一个水平到上一个水平和各个采区，至少都要有2个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连通，要保证有一个井筒进新鲜空气，另一个井筒排出污浊空气。（2）进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方。进风井筒冬季结冰对工人身体健康、提升和其他设施有危害时，必须设置暖风设备，保持进风井以下的空气温度经常在2以上。进风井与出风井的设置地点必须地层稳定，施工地质条件比较简单，占地少，压煤少而且要在当地历年来洪水位的最高标高以下。（3）箕斗提升井或装有带式输送机的井筒，如果兼作风井使用，必须遵守下列规定： 箕斗提升井兼作回风井时，井上下装、卸载装置和井塔架都必须有完善的封闭措施，其漏风率不得超过15，并应有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。 箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s，装有带式输送机的井筒中的风速不得超过4m/s，并都应有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。（4）所以矿井都必须采用机械通风。主要通风机（供全矿、一翼或一个分区使用）必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5，有提升设备时不得超过15；必须保证主要通风机连续运转；必须安装2套同等能力的主要通风设备，其中一套备用，严禁采用局部通风机或通风群作为主要通风机使用；装有主要通风机的出风井口应安装防爆门。（5）每一个矿井必须有完整的独立通风系统，不宜把两个可以独立通风的矿井合并成一个通风系统；若有几个出风井，则自采区流到各个出风井的风流需保持独立；各工作面的回风在进入采区回风道之前，都不能任意贯通；下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开；在条件允许的条件下，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合。（6）采用多台主要通风机分区开采时，为了保持联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，并尽可能的减少公共风路的风阻；各分区主要通风机的回风流、中央主要通风机和每一翼主要通风机的回风流，都必须严格隔开。（7）矿井通风系统中，如果某一分区风路的风阻过大，主要通风机不能供给足够风量时，可在井下安设辅助通风机，但必须供给辅助通风机房新鲜风流；在辅助通风机停止运转期间，必须打开绕道风门。严禁在煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井中安设辅助通风机。（8）回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。回采工作面与其相连接的掘进工作面，在布置独立通风有困难时，可采用串联通风，但必须符合规程第114条、116条的有关规定。掘进工作面必须采用矿井全风压通风或局部通风机通风，并符合规程第127条、128条、129条的规定。（9）煤层倾角大于12的回采工作面，都应采用上行通风，有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的回采工作面，不得采用下行通风。（10）井下火药库必须有单独的进风风流，回风风流必须直接引入矿井的总风道或主要回风道，并符合规程第130条的规定。结合本矿实际，选用中央分列式通风系统。9.1.2选择矿井主要通风机的工作方法（1）抽出式采用抽出式通风，是把主要通风机安装在回风井口附近，工作时使井下整个通风系统处于负压状态。采用这种通风方式，当矿井与地面间存在漏风通道时，漏风从地面漏向矿内；当塌陷裂隙通向废旧小煤窑时，会把小煤窑内积存的有害气体抽到井下，并使工作面的有效风量减少；一旦主要通风机因故停止运转，井下的风流压力提高，有可能使采区内瓦斯涌出量减少，比较安全，而压入式通风正好相反。（2）压入式采用压入式通风，是把主要通风机安装在进风井口附近，工作时使井下整个通风系统处于正压状态。采用这种通风方式，矿井地面漏风是从矿内漏向矿外；在垮落裂隙通达地表时，矿井采空区煤炭自燃生成的有害气体难以检测到，使自燃征兆不宜发现。一般认为，压入式通风适合于开采水平低，小窑多，顶板跨落裂隙直通地表、瓦斯低的矿井，由于采用压入式通风必须在矿井总路线上设置若干个构筑物，而其中有些是交通要道，人员、车辆或提升容器来往频繁，使风门易受损坏，漏风较大，通风管理比较困难；尤其是深水平矿井，采用压入式通风更不适宜。（3）压抽混合式采用压抽混合式通风，是在进风井口安装一风机作压入式运转，在回风井口安装一风机作抽出式运转。采用这种通风方式，通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或副压均不大，采空区连通地表的漏风因而较小，其缺点是使用的风机设备多，管理复杂。本矿井周围无小煤窑，考虑各通风机工作方式的优缺点，确定本矿为抽出式通风。9.1.3选择矿井通风方式（1）中央并列式的适用条件煤层倾角大、埋藏深、但走向长度不大（井田走向长度小于4km），而且瓦斯、自然发火都不严重的矿井，采用中央并列式是较合理的。（2）中央分列式（边界式）的适用条件煤层倾角较小、埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯突出、煤层自燃比较严重的井，采用中央分列式较合理，它与中央并列式相比，安全性好，通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯、自然发火的管理工作较有利，且工业广场不受主要通风机噪音的影响。（3）两翼对角式的适用条件煤层走向长度超过4km，井型较大，煤层上部距地面较浅，瓦斯和煤层自然发火严整的矿井，采用两翼对角式比较适宜。（4）分区对角式的适用条件煤层距地表浅，或因地表高低起伏比较大无法开掘浅部的总回风道，在此条件下开采第一水平时，只能用这种小风井分区通风的布置方式。（5）混合式的适用条件井型大、走向长，为了缩短基建的时间，在初期采用中央式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界时，在建立对角式的通风系统。由于本矿井埋藏浅，走向长度较大，而且瓦斯、自然发火都不严重，故可采用中央分列式通风方式。9.2 全矿所需风量的计算及其分配9.2.1矿井风量计算原则矿井需风量按下列要求分别计算，并取其中的最大值：（1）按井下同时工作最多人数计算，供风量不得小于4 m3/(人min)；（2）按采煤、掘进、硐室及其他实际需风量之和进行计算。9.2.2矿井风量计算方法1）回采工作面需风量的计算（1）按瓦斯涌出量计算按回采工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即 （9-1）式中 Qai第i个回采工作面实际需要风量，m/min Qgai-第i个回采工作面瓦斯的平均绝对涌出量，为2.31m/min； Kgai第i个回采工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可在各个工作面正常生产条件时，进行至少5昼夜的观测，取其最大值。通常机采工作面取1.21.6，炮采工作面取1.42.0，水采工作面取2.03.0。本工作面为机采工作面，取1.5。 Qai = 1002.311.5 = 346.5 m/min（2）按工作人数计算 （9-2）式中 4 以人数为单位的供风标准，即每人每分钟应供给的最低风量，m/min； Nai第i个回采工作面同时工作的最多人数，人。 Qai = 431 = 124 m/min（3）按工作面气温与适宜风速的关系计算回采工作面应有良好的气候条件，其气温与风速的关系应符合下表要求：表9-1 回采工作面温度与风速关系表回采工作面空气温度/回采工作面的风速Vai/ m/s150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.51.8回采工作面平均空气温度为21，回采工作面的风速取为1.2m/s，因此，工作面所需风量可按下式计算： （9-3） 式中： Vai 第i个回采工作面的风速，1.2 m/s； Sai 第i个回采工作面的有效通风面积，对于综采工作面可根据不同情况按下式近似计算： （9-4）式中： M 煤层开采厚度，4.0m；则 ： Sai = 4.0（4.00.3） = 14.8 m2 Kai 第i个回采工作面的长度风量系数，可按下表取值：表9-2 工作面长度风量系数取值表回采工作面长度/m回采工作面长度风量系数Kai500.850800.9801201.01201501.11501801.21801.31.4这里Kai 取1.2则 Qai = 601.214.81.2 =1278.72 m3/min（4）按风速进行验算按最低风速验算各个回采工作面的最小风量为 （9-5）按最高风速验算各个回采工作面的最大风量为 （9-6） Qai600.2514.8=222 m/min Qai60414.8=3552 m/min通过以上的各种计算及验算，可确定本工作面的通风量为1278.72 m/min。2）掘进工作面所需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算掘进工作面实际需风量的计算公式为 （9-7）式中： Qhf第i个掘进工作面实际需要风量，m/min； Qghi第i个掘进工作面的瓦斯平均绝对涌出量，为0.018m/min； Kghi第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀风量备用系数，一般取1.52.0，这里取1.8。 Qhf = 1000.0181.8 = 3.24m/min（2）按人数计算按人数计算掘进工作面实际需要风量的计算公式为 （9-8）式中： 4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟应供给的最低风量，m/min； Nhi第i个掘进工作面同时工作的最多人数，为32人。 Qhi = 432 =128 m/min （3）按局部通风机的吸风量进行计算按局部通风机吸风量计算掘进工作面实际需风量计算公式为： （9-9）式中： Qhfi 第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和，掘进工作面选用JBT61型局部通风机，额定风量为250 m/min；Khfi 为防止局部通风机吸循环风的风量储备系数，取1.25则： Qhi = 2501.25 =312.5 m/min（4）按风速进行验算按最低风速验算，各个岩巷掘进工作面最小风量为各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最大风量为按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量为式中 Shi第i个掘进工作面巷道的净断面积，m掘进中的巷道有运输大巷和区段回风、运输平巷，运输大巷为岩巷，区段回风、区段平巷为煤巷。运输大巷掘进工作面最小风量为 Qhi 600.1514.2 =127.8 m/min区段平巷掘进工作面最小风量为 Qhi 600.2514.8 =222 m/min运输大巷掘进工作面最大风量为 Qhi 60414.2 = 3408 m/min区段平巷掘进工作面最大风量为 Qhi 60414.8 =3552 m/min根据以上计算结果可确定掘进风量为：312.52 = 625 m/min。3）硐室（1）机电硐室发热量大的机电硐室，风量根据硐室中运行的机电设备发热量进行计算： （9-10）式中： Qri = 第i个机电硐室的通风量，m3/min；N = 机电硐室中运转的电动机总功率，kW； = 机电硐室的发热系数， = 空气密度，一般取1.2kg/m3；Cp = 空气的定压比热；t = 机电硐室进、回风流温度差。采区变电所等机电硐室，根据经验值确定风量：Qri = 6080 m3/min，这里取： Qri = 80 m3/min（2）爆破材料库所需风量的计算爆破材料库所需风量的计算公式为： （9-11）式中： V 库房容积，m3；大型爆破材料库风量不得小于100 m3/min，中小型爆破材料库不得小于60 m3/min。这里取100 m3/min。（3）按其回风流中氢气浓度不得小于0.5%计算 （9-12）式中： qd 充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min。通常充电硐室的供风量不得小于100 m3/min，这里取120 m3/min。则硐室所需风量之和为： 80100120 = 300 m3/min。（4）其他用风地点所需风量300m3/min。（5）矿井总风量计算矿井的总风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际所需风量的总和计算： （9-13）式中： Qat采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min Qht掘进工作面所需风量之和，m3/min Qrt硐室所需风量之和，m3/min Qm2203.72m3/min,则Qm36.73 m3/s9.2.3风速验算规程规定的风速限定值见表表9-3 风速限定值表井巷名称最低允许风速/（m s-1）最高允许风速/（m s-1）无提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷道8架线电机车巷道1.08运输机巷道，采区进、回风巷道0.256回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其他通风人行巷道0.15（1）副井断面积33.18m2，通过风量56.36m3/s，则风速为： 56.3633.18 1.70 m/s8 m/s满足风量的要求。（2）运输大巷大巷断面积13.1m2，通过风量为39.22m3/s，则风速为： 39.2212.63.11因为 1.03.118 m/s所以满足要求。（3）轨道上山断面11.5 m2，通过风量为：39.22 m3/s，则风速为： 39.211.53.4因为 0.253.46，所以满足要求。（4）区段运输平巷断面积14.81 m2，通过风量为27.52 m3/s，则风速为： 27.5214.811.86 m/s因为 0.251.866所以满足要求。（5）回采工作面断面约为16.38m2，通过风量为27.52m3/s，则风速为： 27.5216.381.68 m/s，因为 0.251.684所以满足要求。（6）区段回风平巷断面面积为：10.0 m2，通过风量为27.52 m3/s，则风速为： 24.9214.811.86 m/s因为 0.251.866所以满足要求。（7）回风石门断面积为11.5m2，通过风量为48.02m3/s，则风速为： 48.0211.54.18 m/s因为 0.254.186所以满足要求。（8）回风大巷断面积为15.7m2，通过风量为60.03m3/s，则风速为： 60.0315.73.82 m/s因为 0.253.826所以满足要求。（9）风井断面积：33.18m2，通过风量为60.03m3/s，则风速为： 60.0333.18= 1.8115 m/s 从各个巷道风速与上表对照知，本矿井的巷道风速都能满足要求。9.3 全矿通风阻力计算9.3.1矿井通风总阻力计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa。（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。9.3.2矿井通风阻力计算矿井通风总阻力最小时，称作通风容易时期；矿井通风总阻力最大时，称作通风困难时期。通风容易时期和通风困难时期各段风路的阻力计算如表表9-3 风容易时期的通风阻力编号巷道名称断面形状支护方式长度/m断面积/m2周长/m摩擦阻力系数/kg m-3风量/m3 s-1阻力/Pa表9-3 风容易时期的通风阻力(续)1-2副井圆形砌碹64033.1840.820.034348.0256.572-3井底车场半圆拱锚喷100013.712.910.009648.02111.144-5轨道大巷半圆拱锚喷64013.113.730.01339.2278.165-6轨道上山半圆拱锚喷90011.513.310.010639.22128.426-7区段运输平巷矩形锚网索140014.8112.850.018727.5278.437-8工作面矩形液压支架20016.3817.60.03427.5220.628-9区段回风巷矩形锚网索140014.8112.850.014727.5261.669-10回风石门梯形锚喷6017.515.170.010648.024.1510-11回风大巷半圆拱锚喷160015.7150.008860.03196.6711-12回风井圆形砌碹20033.1840.820.03660.0328.99容易时期矿井通风摩擦阻力为764.82Pa表9-4 风容易时期的通风阻力编号巷道名称断面形状支护方式长度/m断面积/m2周长/m摩擦阻力系数/kg m-3风量/m3 s-1阻力/Pa1-2副井圆形砌碹64033.1840.820.034348.0256.572-3井底车场半圆拱锚喷100013.712.910.01148.02127.354-5轨道大巷半圆拱锚喷420013.113.730.018739.22737.845-6轨道上山半圆拱锚喷41011.513.310.010639.2258.506-7区段运输平巷矩形锚网索120014.8112.850.018727.5267.237-8工作面矩形液压支架20016.3817.60.03427.5220.628-9区段回风巷矩形锚网索120014.8112.850.014727.5252.859-10回风石门梯形锚喷6017.515.170.010648.024.1510-11回风大巷半圆拱锚喷135015.7150.008860.03165.9411-12回风井圆形砌碹35033.1840.820.03660.0350.74困难时期矿井通风摩擦阻力为1341.79Pa通风容易时期矿井总阻力： （9-14）= 1.1764.82pa= 841.30pa通风困难时期矿井总阻力： （9-15） = 1.11341.79pa= 1543.06pa9.3.3矿井总风阻及总等积孔计算（1） 矿井总风阻： （9-16）式中： Rm矿井总风阻，Ns/m8 hm矿井通风总阻力，pa Q矿井总风量，m3/s 通风容易时期： Rm = 841.3/48.022 = 0.3648 通风困难时期： Rm = 1543.06/48.022 = 0.6692（2） 矿井总等积孔： A=1.19/（Rm）1/2 （9-17）容易时期： A=1.19/0.36481/2 = 1.97m2困难时期： A=1.19/0.66921/2= 1.45m29.4 矿井通风设备的选择矿井通风设备是指主要通风机和电动机。9.4.1矿井通风设备的要求（1）矿井必须安装两套同等能力的主要通风设备，其中一套备用，且备用通风必须能在10min内开动。（2）选择通风设备应满足第一开采水平各个时期共况变化，并使通风设备长期高效率运行。当工况变化较大时，根据分期时间及节能情况，应分期选择电动机。（3）通风机能力应留有一定的余量，轴流式风机在最大设计负压和风量时，叶轮运转角度应比允许范围小5；离心式风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。（4）进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上，宜计算矿井的自然风压。9.4.2选择主要通风机（1）计算通风机风量由于外部漏风，风机风量Qf大于矿井风量Qm。 Qf =kQm (9-18) = 1.148.02 = 52.82m3/s式中： k漏风损失系数，风井不做提升用，故可取1.1。（2）计算通风机风压选用轴流式通风机，风机附属装置的阻力hd=100Pa。自然风压的计算 (9-19)式中， h自然风压，pa；hi入风阶段的垂高，hi =640m；hj出风阶段的垂高，hj =640m；i,j 进风流与回风流的平均密度，kg/m；表9-5 空气平均密度表季节进风井筒（kg/m）出风井筒（kg/m）冬季1.301.26夏季1.271.25冬季自然风压： =250.88 pa夏季自然风压： =125.44 pa通风机风压计算：容易时期： = 841.30+100-250.88 = 690.42pa困难时期： = 1543.06+100-125.44 = 1517.62pa(3) 初选通风机本矿井Qf=48.02m3/s、Hsdmin=690.42pa和Hsdmax= 1517.62 pa，对照通风机特性曲线，初步确定轴流式通风机型号为FBCDZ-8-No19B。(4) 求通风机的实际工况点 计算通风机的工作风阻工作风阻： = 841.3/52.8222 = 0.30 = 1543.06/55.2232 = 0.51风机型号实际风压/Pa实际风量/m3s-1效率/%轴功率/kW大小大小大小大小BDNo26158082057.553.90.850.7810762表9-6 风机特征性能表 根据风机的工作风阻，作风机风阻曲线，如图9-4-1，并将作图所得得实际工况点M1和M2得坐标列入9-4-1中图9-3 风机性能曲线9.5 矿井灾害防治技术9.5.1防治瓦斯根据瓦斯等级测定，本矿井为低瓦斯矿井，但随着开采深度加大，难免与实测有较大出入且瓦斯赋存肯定丰富。为此，必须制定严密的防治瓦斯措施。（1）通风瓦斯管理按煤矿安全规程对低瓦斯矿井的有关规定管理。（2）火药库、蓄电池充电室要有独立通风系统。（3）安装安全检测系统，装备必要检测手段，对瓦斯施行有效的检测。（4）机电设备选型和日常管理，爆破器材选择和使用必须符合煤矿安全规程规定，对局部瓦斯和瓦斯涌出不正常的区域和工作面要执行“三专两闭锁”的规定。（5）三水平开拓的井巷第一次接近未揭露的各煤层时要制定防治瓦斯专门措施；如实际瓦斯动力明显，必须及时签定是否有突出危险，采取防突措施。（6）防止瓦斯喷出以及煤与瓦斯突出，做好预测预报工作，利用各种手段，及时准确的做好突出的预测预报工作。9.5.2防治煤尘矿井粉尘的主要危害是煤尘爆炸和尘肺病，为减少和杜绝矿尘事故及尘肺病的发生，必须建立完善的防尘洒水系统，设置予防和隔绝煤尘爆炸的设施，制定综合防尘措施。（1）制定供水管理系统。采用地面300t储水供给静压水，管路由总回风道沿工作面大眼延接，需4寸无缝钢管4000m，中、高压阀们4个，减压阀4个。(2）生产过程中要采取综合防尘措施，包括煤体注水、净化风流、转载点喷雾、采掘机械内外喷雾、加注降尘剂、湿式打眼等措施，减少产生和抑制煤尘飞扬。(3）按规定安装隔爆设施，一旦煤尘爆炸时，防止灾害的蔓延和扩大。9.5.3防灭火(1) 防灭外因火灾必须使用阻燃皮带和风筒；防火管路与防尘管共用，进风井底车场、采区上下井口、机电峒室、检修峒室、材料库、火药库附近都应设置消防栓，每个消防栓的流量应达到150L/min,直径50mm;设有皮带运输机的巷道中，要安装直径为50mm的消防管路，并每隔50m安设支管和阀门，并有30m备用胶带。井底车场、机电峒室、火药库、风动工具清洗峒室等火灾隐患严重地点，必须配备足够数量的灭火器，并一律使用干粉灭火器。(2) 防治内因火灾12煤层自燃倾向性为二类，其余煤层均为四类，矿井属四级自燃井，必须采取防治内因火灾措施。投产前要对个煤层自燃倾向性进行取样鉴定。灌浆灭火系统，利用地面灌浆站，其能力为120 m3/d,另有储水池，料场480m2。采掘作业规程必须有防止自燃发火的专门措施，开采过程中和回采完毕必须进行有效的预防性灌浆和及时封闭，并辅以均压防灭火措施。9.5.4防治水造成矿井水害的水源主要有大气降水、地表水、含水层水、岩溶陷落柱水、断层水，以及旧巷或老空区积水等。其防治措施大体可分为地表防治水和井下防治水两类。地表防治水务使井口和工业广场内主要建筑物的标高在当地历年最高洪水位以上。河流改道，将原河流截住，用人工另修河道使河运离矿区；有流水沿河或沟底缝渗入井下时，则可在渗漏地段用黏土、料石或水泥铺垫河底，以减少渗漏。在矿区范围内，因掘进活动引起地面沉降、开裂、塌陷而形成涌水通道，应用黏土或水泥予以填堵。做好雨季防汛准备和检查工作是减少矿井水灾的重要措施。矸石、炉渣、垃圾等杂物不得堆放在山洪河流冲刷得到的地方。(2)井下防治水做好矿井水文观测与水文地质工作。工程开工前必须有严格的防治水措施，利用超前钻探、物探、地震等手段，采掘工施工前必须坚持“有疑必探”，“先探后掘”的原则。对于含水层水采取地面打钻抽水、井下疏水道疏水、井下钻孔疏水 方法放水。留设合理的防水煤柱，设置闸墙（防水墙）、采用注浆堵水技术等。9.6 矿井灾害应急避险9.6.1发生瓦斯煤尘爆炸事故时的应急避险（1）当灾害发生时一定要镇静清醒，不要惊慌失措、乱喊乱跑。当听到或感觉到爆炸声响和空气冲击波时，应立即背朝声响和气浪传来方向、脸朝下、双手置于身体下面、闭上眼睛迅速卧倒。头部要尽量低，有水沟的地方最好趴在水沟边上或坚固的障碍物后面。（2）立即屏住呼吸，用湿毛巾捂住口鼻，防止吸入有毒的高温气体，避免中毒和灼伤气管和内脏。（3）用衣服将自己身上的裸露部分尽量盖严，以防火焰和高温气体灼伤皮肉。（4）迅速戴好自救器，以防止吸入有毒气体。（5）高温气浪和冲击波过后应立即辨别方向，以最短的距离进入新鲜风流中，并按照避灾路线尽快逃离灾区。（6）已无法逃离灾区时，应立即选择避难硐室，充分利用现场的一切器材和设备来保护人员和自身安全。进入避难硐室后要注意安全，最后找到离水源近的地方，设法堵好硐口，防止有害气体进入。注意节约矿灯用电和食品，室外要做好标记，有规律地敲打连接外部的管子、轨道等，发出求救信号。9.6.2发现突出预兆时的应急措施（1）采煤工作面。发现有突出预兆或发生突出时，迅速向进风侧撤离。撤离中快速佩戴好自救器，迎着新鲜风流继续外撤。如果距离新鲜风流太远时，应首先撤到避难所，或利用急救袋进行自救，等待救护队救援。（2）掘进工作面。迅速向外撤离至反向风门之外，并关好反向风门，之后继续外撤，撤离中快速佩戴好自救器。如果自救器发生故障或佩戴自救器仍不能安全到达新鲜风流时，应立即撤到避难所或利用急救袋进行自救，等待救援。9.6.3发现顶板冒落预兆的应急处置（1）迅速撤离。当发现冒顶预兆而又难以采取措施防止冒顶时，要迅速离开危险区，撤退到安全地点。（2）及时躲避。当冒顶发生又来不及撤至安全地点时，应及时背靠煤帮站立，但要注意煤壁片帮伤人如果靠近木垛时，也可撤至木垛处避灾。（3）立即求救。冒落基本稳定后，遇险人员应立即采用呼叫、敲打（不要敲打对自己有威胁的支架、物料和岩块）等方法，发出有规律、不间断的求救信号，以便撤离的人员了解灾情，组织力量进行抢救。（4）配合营救。发生冒顶埋人事故时，被埋压的人员不要惊慌失措，切忌猛烈挣扎；被隔堵的人员，应在遇险地点维护好自身安全，构筑脱险通道，配合外部的营救工作。9.6.4发生火灾事故后最年轻撤离时应注意的事项（1）要尽最大可能迅速了解或判明事故的性质、地点、范围和事故区域的巷道情况、通风系统、风流、火灾烟气蔓延的速度和方向以及自己所处巷道位置之间的关系，并根据矿井灾害预防、事故处理计划和现场实际情况确定撤退路线和避灾自救方法。（2）撤退时，任何人无论在任何情况下都不要惊慌、不能狂奔乱跑，应在现场负责人和有经验的老工人带领下有组织地撤退。位于火源进风侧的人员，应迎着新鲜风流撤退。位于火源回风侧的人员或在撤退途中遇到烟气有中毒危险时，应迅速佩戴好自救器尽快通过捷径绕道新鲜风流中去，或者在烟气没有到达之前顺着风流尽快从回风出口撤到安全地点；如果距火源较近而且越过火源没有危险时，也可迅速穿过火区撤到火源的进风侧。（3）如果在自救器有效作用时间内不能安全撤出，则应在设有存储备用自救器的硐室换用自救器后再行撤退，或者寻找有压风管路系统的地点以压缩空气供呼吸之用。（4）撤退行动既要迅速果断又要快而不乱。撤退中应靠巷道有连通车口的一侧行进，避免错过脱离危险区的机会，同时还要随时注意观察巷道和风流的变化情况，谨防火风压可能造成的风流逆转。（5）如果无论是逆风或顺风撤退都无法躲避着火巷道或火灾烟气造成的危害，则应迅速进入避难硐室；没有避难硐室时应在烟气袭来之前选择合适的地点就地利用现场条件快速构筑临时避难硐室，进行避灾自救。9.6.5矿井发生突水事故时的应急避险（1）在突水迅猛、水流急速的情况下，现场人员应立即避开出水口和泄水流，躲避到硐室内、拐弯巷道或其他安全地点。如情况紧急来不及转移躲避，可抓牢棚梁、棚腿或其他固定物体，防止被涌水打倒和冲走。（2）当老空水涌出，使所在地点有毒有害气体浓度增高时，现场职工应立即佩戴好隔离式自救器或压缩氧自救器。在未确定所在地点空气成分能否保证人员生命安全时，禁止任何人随意摘掉自救器的口具和鼻夹，以避免中毒窒息事故发生。（3）井下发生突水事故后，不允许任何人以任何借口在不佩戴防护器的情况下冒险进入灾区。否则，不仅达不到抢险救灾的目的，反而会造成自身伤亡、扩大事故。（4）水害事故发生后，现场及附近地点工作的人员在脱离危险后，应在可能的情况下迅速观察和判断突水的地点、涌水的程度、现场被困人员的情况等，并立即报告矿调度室。同时，应利用电话或其他联络方式及时向下部水平和其他可能受到威胁区域的人员发出警报通知。10 矿井基本技术经济指标表10-1 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FM102可采煤层数目层33可采煤层总厚度m8.44煤层倾角（0）7155（1）矿井工业储量万t2.81104（2）矿井可采储量万t1.971046（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班37（1）矿井年生产能力万t/a164.98（2）矿井日生产能力T/d39128矿井服务年限a93.89矿井第一水平服务年限a61.910（1）井田走向长度m7800（2）井田倾斜长度m320011瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/t2.025612通风方式中央分列式13（1）矿井正常涌水量m3/h485（2）矿井最大涌水量m3/h59914开拓方式(井筒形式、水平数)立井15（1）第一水平标高m-550（2）最终水平标高m-75016（1）生产的工作面数目个1（2）备用的工作面数目个117采煤工作面年进度m264018开拓掘进队数个319运输大巷运输方式胶带输送机20电机车类型和台数台8t蓄电池式电机车21设计煤层采煤方法大采高单一走向长壁采煤法22（1）工作面长度m200（2）工作面推进度M/月144（3）工作面坑木消耗量M/万t6.5（4）工作面效率T/工97.08参考文献1 徐永圻主编.煤矿开采学.徐州.中国矿业大学出版社.1999.2 钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制. 北京.煤炭工业出版社.2003.3 中国矿业大学等编.井巷工程. 北京. 煤炭工业出版社.2003.4 刘过兵主编.采矿新技术. 北京.煤炭工业出版社.2002.5 杨孟达主编.煤矿地质学. 北京.煤炭工业出版社.2000.6 综采技术手册编委会主编. 综采技术手册.北京. 煤炭工业出版社.19977 张国枢主编.通风安全学.徐州.中国矿业大学出版社.2000.78 张荣立，何国纬，李铎主编.采矿工程设计手册（上、中、下）.北京.煤炭工业出版社.20039 杜计平，孟宪锐.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，2009.10 洪晓军，陈军主编.矿井运输提升.徐州.中国矿业大学出版社.2005.11 采矿手册编辑委员会编.采矿手册.冶金工业出版社.1992.912 国家安全生产监督管理局.煤矿安全规程.北京：煤炭工业出版社，2010.采矿工程专业本科生毕业设计说明书专 题 部 分煤矿巷道锚杆支护技术研究煤矿巷道锚杆支护技术研究摘要：煤矿巷道支护经历了木支护、砌碹支护、型钢支护到锚杆支护的漫长过程。我国煤矿于 1956年开始在岩巷中使用锚杆支护，至今已有50多年的历史。锚杆支护经历了从低强度、高强度到高预应力、强力支护的发展过程。早期的锚杆主要是机械锚固锚杆、钢丝绳砂浆锚杆、端部锚固树脂锚杆、快硬水泥锚杆及管缝式锚杆等。这些锚杆支护强度与刚度低、支护原理上仍属于被动支护，只适应于 简单地质条件。对高强度锚杆支护技术的认可是19961997年引进澳大利亚锚杆支护技术开始的。通过引进技术与示范工程，高强度螺纹钢锚杆并进 行加长或全长树脂锚固，动态支护设计方法，小孔径树脂锚固预应力锚索等新技术、新材料、新方法 在很多矿区得到推广应用，取得较好的支护效果和经济效益。但是，随着巷道埋深增加，地质条 件的复杂化及受到强烈的采动影响，高强度锚杆支护逐渐暴露出很多问题。在深部及复杂困难巷道中，高强度锚杆支护巷道围岩变形大，支护构件破坏严重，支护效果差，不能满足安全生产要求。关键词：煤矿；巷道支护；锚杆支护；成套技术Study on bolt support technology in coal mine roadwayAbstract : Coal roadway through wood supporting, arching support, steel support by bolting long process. Chinas coal mines in 1956 began to use the rock bolt support, has been more than 50 years of history. Bolt support has experienced the development process from low strength, high strength to high prestress and strong support. Early bolting is mainly mechanical anchoring bolt, steel wire rope mortar anchor bolt, anchor bolt, fast and hard cement anchor bolt and pipe joint bolt. The strength and stiffness of the anchor bolts are low, and the support is still in the passive support, which is only suitable for the simple geological conditions. The approval of the high strength bolt support technology is the beginning of the introduction of Australian bolt support technology from 1996 to 1997. Through the introduction of technology and demonstration project, high strength thread steel bolt and lengthened or resin anchoring length, dynamic support design method, small aperture resin anchoring prestress anchor new technology, new materials and new methods in many areas get popularization and application, has good supporting effect and economic benefit. However, with the increase of buried depth, the complexity of the geological conditions and the impact of strong mining, high strength bolt support gradually exposed a lot of problems. In the deep and complicated roadway, high strength bolt support roadway surrounding rock deformation is big, the support member destruction is serious, the support effect is poor, can not meet the safety production requirements.Keyword: coal mine; roadway support; bolt support; complete set of Technology1 前言我国煤矿主要是井工开采，需要在井下开掘大量巷道。据不完全统计，国有大中型煤矿每年新掘进的巷道总长度高达8 000 km 左右，80%以上是开掘在煤层中的巷道，保持巷道畅通与围岩稳定对煤矿建设与安全生产具有重要意义。随着煤矿开采强度与范围显著增加，巷道布置 出现了以下发展方向：(1) 在巷道层位方面，永久性巷道从岩巷向煤巷发展，以提高掘进速度，缩短 建井周期；放顶煤开采技术的广泛应用，使得回采 巷道从岩石顶板煤巷向煤层顶板巷道和全煤巷道发 展。(2) 在巷道断面形状与大小方面，拱形断面向矩形断面，发展以提高掘进速度与断面利用率，回 采巷道有利于采煤工作面的快速推进；小断面向大 断面发展，以满足大型采掘设备与高开采强度的要 求。(3) 在回采巷道数量方面，单巷布置向多巷发展，以满足高瓦斯矿井及大型矿井运输、通风的要求。（4）从巷道赋存条件方面，埋深从浅部向深部发展，从简单的赋存条件向复杂的赋存条件发展。所有这些发展趋势都增加了巷道支护的难度，对支护技术提出了新的要求。2 煤矿巷道支护的分类根据支护对围岩的作用方式可将煤矿巷道支护分为4类: 支护力作用在巷道围岩表面的支护方式,如各种类型的支架、喷射混凝土、砌碹支护等;支护力不但作用在围岩表面,而且作用在围岩内部的支护方式,如锚杆与锚索支护;改善巷道围岩力学性质,提高围岩强度的加固方法,如各种注浆加固方法; 改善巷道围岩应力状态,使巷道处于应力降低区,如各种应力控制技术。(1) 砌碹支护。砌碹支护是应用很早的支护方式,目前在一些矿井的硐室、大巷中仍然采用。按砌 碹支护材料可分为:料石、混凝土砌块、现浇混凝土、 现浇钢筋混凝土等。但是,砌碹支护属于刚性被动支 护,不仅支护成本高、施工速度慢,劳动强度大,而且 不能适应围岩大变形。除特殊巷道和硐室,一般不宜采用。(2) 棚式支架。棚式支护曾经是煤矿巷道的主要支护方式,在20世纪 90年代初,这种支护所占的比重高达80%以上。按支护材料可分为木支架、钢筋混凝土支架及金属支架,其中木支架与钢筋混凝土支架已经逐步被淘汰。金属支架按工作原理分刚性与可缩性支架;按支架材料分为工字钢、U型钢及其 它;按断面分为梯形、拱形、圆形、环形。但是,棚式支 架也属于被动支护,支架与巷道表面很难密切接触,控制围岩早期变形的能力差,在复杂困难条件下支护效果差、成本高。棚式支架的用量在逐年减少,被锚 杆支护逐渐替代。(3) 锚喷支护。我国煤矿于1956年开始在岩巷中使用锚喷支护,至今已有50多年的历史。喷射混凝土可及时封闭巷道周边,实施密贴支护,减少水、风 对围岩强度的影响。锚杆可及时支护围岩,起到主动加固作用,充分发挥围岩的自承能力。经过多年来连续不断的研究、试验与推广应用,锚喷支护技术无论在支护理论、支护设计,还是支护材料、施工机具与工艺、质量检测与矿压监测方面都取得了长足发展。锚喷支护不仅成为岩巷首选的、性能优越的支护形式,而且锚杆支护也成为煤巷的主体支护方式。(4) 复合支护。复合支护是采用两种或两种以上的支护方式联合支护巷道。如果能充分发挥每种支护方式，会有更好的支护效果和更广泛的适用范围。复合支护虽然适用范围广,但支护费用高,成巷速度慢,支护形式 选择不匹配时,往往造成各个击破的情况。应针对巷道具体条件,选择合理的复合支护形式,才能达到预期效果3 锚杆支护的发展历史与现状3.1国内发展历史与现状在煤矿巷道支护中，锚杆支护与传统的棚式支护相比，具有显著的技术与经济优越性，现已发展成为世界各国矿井巷道以及其它地下工程支护的主要形式之一。我国从1956年起，在煤矿岩巷中使用锚杆支护，至今已有40余年的历史，60年代锚杆支护开始进入采区。“九.五”期间，原煤炭工业部将锚杆支护列为煤炭工业技术发展的五个项目之一，经过教学，科研与生产单位的联合攻关，煤巷锚杆支护技术有了较大的提高，煤巷中锚杆支护的应用有了迅速发展，到1998年，煤巷锚杆支护比重提高到了20.14%。半煤岩巷中提高29.74%。发展煤巷锚杆支护是我国继推行综采后的第二次重大支护技术革命。给我煤矿带来了巨大的技术经济效益。回顾锚杆支护的发展，它经历了如下的发展历程：1945-1950年，机械式锚杆研究与应用；1950-1960年，广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究；1960-1970年，树脂锚杆推出并在矿井得到应用；1970-1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并应用，研究新的设计方法。长锚索产生；1980-1990年，混合锚头锚杆、衔架锚杆、特种锚杆等得到应用，树脂锚固材料得到改进；1990-2000年，螺纹钢锚杆为代表的锚杆加之长锚索得到了广泛的应用。煤矿锚杆支护的发展，使矿井中的吨煤成本和巷道的支护成本显著降低。巷道推进速度有了很大的提高。支护质量和安全条件得到了很大的改善，找到了煤矿发展的技术途径。从我国各主要产煤矿区在煤巷、半煤岩巷、开拓巷道推广螺纹钢锚杆支护和在煤层巷道中推广螺纹钢锚杆加锚索联合支护技术的情况看，综采综放工作面原煤产量、掘进的单进水平大幅度提高，事故率大幅度下降，取得了巨大的经济效益和社会效益。3.2国外的发展历史与现状早在四十年代，美国、前苏联就已在井下巷道使用了锚杆支护，以后在煤矿金属矿山、水利、隧道以及其他地下工程中迅速得到了应用和发展。特别是美国、澳大利亚等国，由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术及其辅助施工设备不断发展并日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，目前在煤矿巷道支护比重中几乎达到了100%。澳大利亚是目前使用锚杆支护技术最普遍、效果最好的国家之一。澳大利从20世纪60年代初推行旺格利采煤法以来，在回采巷道均采用W型钢带组合锚杆支护及型钢支护。自1971年采用长壁采煤法以来，工作面上下顺槽也采用W型钢带组合锚杆支护，其最大巷道断面达15以上。此外，在巷道交叉点、大峒室及处理顶板冒高区，也都采用组合锚杆支护，且随着具体条件的变化，锚杆的形式也有所区别。在支护设计方面他们认为水平主应力是巷道布置和支护设计的依据，1991年已完成了澳大利亚主要矿区的“地应力图汇编”工作。其配套机具和支护材料比较先进，已经达到规范化和系列化的程度。澳大利亚特别重视巷道监测技术，它不仅保证了巷道安全程度，而且可用于验证和修改初步设计。英国最近几年锚杆支护技术发展极为迅速，20世纪80年代中期，在美国、澳大利亚等国的影响下，巷道中有重新采用锚杆支护技术。到目前为止锚杆支护巷道的长度占巷道总长度的80%以上。英国的锚杆支护是从澳大利亚引进的，支
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