毕业设计（论文）-深部软岩巷道支护技术研究.doc

山东科技大学学生毕业设计（论文）第一篇 新上海一号煤矿的基本概况1 矿区建设条件1.1矿区概况1.1.1 地理概况1位置及交通新上海一号井田位于毛乌素沙漠西北边缘，内蒙古自治区鄂托克前旗境内，东距内蒙古自治区鄂托克前旗约74km，西距宁夏回族自治区银川市48km，行政区划属鄂托克前旗上海庙镇管辖。勘探(精查)的井田范围北起新上海庙勘查区北界，与福格房地产煤炭资源勘探区相邻；南至锁草台勘查区南界，南邻榆树井井田；东自F2断层；西侧边界南段为锁草台勘查区西界，北段为新上海庙勘查区变更勘查登记扩界的西界，均为煤层隐伏露头。井田南北长约12.5km，东西宽2.03.5km，井田面积39.7km2。地理坐标：东经1064030至1064300；北纬381630至382315。本区交通较为方便，敖(勒召其)银(川)公路近东西向由本区南侧穿过，可与青银高速公路及包兰铁路相接，区内简易公路及小路四通八达。井田交通位置详见图1-12地形地貌本井田位于毛乌素沙漠西北边缘，井田内多为沙丘、低缓丘陵、草滩戈壁，地形呈缓波状起伏，海拔高度12981325m，相对高差约27m。3河流区内地表迳流不发育，无常年河流及溪沟。第四系砂层的潜水较丰富，部分地区水质较好，可用于人畜饮用及灌溉。4气候本井田地处西北内陆地区，属半干旱、半沙漠大陆性气候，四季分明，降水稀少，蒸发量大，根据临近灵武市气象资料，年降水量最大为299.1mm，蒸发量2771mm，降水集中在每年69月；最高气温41.4(1953年)，最低-28.0(1954年)，气候干热，昼夜温差大；风季多集中春秋两季，最大风力达8级，一般为45级，多为北及西北风，春季沙尘暴天气出现频繁，尤以35月为甚；无霜期短，约在5月中旬至9月底，冰冻期自每年10月至翌年3月下旬，最大冻土深度为1.09m(1968年)，一般为0.51.0m。井田邻近银川地堑地震带，地震活动强度和频度较高，上世纪八十九十年代，灵武地区多次发生5.35.5级地震，本区震动峰值加速度0.15g，地震设防烈度为7度。1.1.2 经济概况鄂托克前旗1980年从鄂托克旗分设，位于内蒙古自治区西南部，地处蒙陕宁三省区交界，西与宁夏回族自治区毗邻，南与陕西省接壤，面积12180km2，人口7.4万人。其中农业人口1万多人，蒙、汉民族杂居。2005年，全旗国民经济生产总值13.9亿元，人均国民生产总值18967元；地方财政收入突破亿元，达到1.1亿元；城镇居民人均可支配收入达到9107元；农牧民人均纯收入连续两年保持全市第一，达到4796元。鄂托克前旗辖5个镇、1个乡、3个苏木，上海庙镇是鄂托克前旗所辖的九个乡镇之一，全镇土地面积659.11km2。2003年，全镇总产值3626.6万元，其中农业占48.2，牧业占39.5%，林业占11.9%，渔业占0.4%。全年财政收入97万元，同比增长115.6%，农牧民人均纯收入2683元/年。鄂托克前旗地大物博，资源富集，矿产资源得天独厚，煤炭主要分布在上海庙镇境内，石炭二叠纪和侏罗纪两种含煤地层同处一地，分布面积达1000km2，已取得探矿权面积754km2，预计储量在100亿t以上，现已完成精查储量近30亿t；世界级整装天然气田苏里格气田60%以上分布鄂前旗境内，已探明储量2500亿m3；探明盐储量250万t，芒硝200万t，石膏1.3亿t；优质紫砂陶土分布于全旗，具有细腻、缩性小等特点，可与景德镇陶土相媲美，预计储量100亿t以上；可广泛用于环保、化工以及纳米技术等方面的稀有矿种方沸石、蒙脱石预计储量在40亿t以上。药材资源非常丰富，素有“药材之乡”的美称，是我国梁外甘草和天然麻黄的主要产地之一，野生甘草保存面积425万亩，麻黄保存面积26.5万亩(其中人工麻黄种植面积6.5万亩)。图1-1 新上海一号井田交通位置图3山东科技大学学生毕业设计(论文)1.2 资源概况1.2.1 地层及煤层1地层井田内钻孔揭露地层主要有：三叠系延长组(Ty)；侏罗系直罗组(Jz)、延安组(Jy)；白垩系志丹群(kZd)；第三系(E)及第四系(Q)。其中含煤地层为侏罗系延安组(Jy)；盖层为白垩系(k)、第三系(E)及第四系(Q)；三叠系延长群(Ty)为侏罗系含煤岩系的基底。2 煤层（1）含煤性井田内含煤地层延安组的厚度根据完整揭露的钻孔统计，平均为332.09m。穿见煤层的钻孔45个，穿见煤层229层，煤层总厚度1.4538.40m；含可采煤层或大部可采煤层10层，可采煤层总厚度平均26.98m，可采含煤系数8.12。井田内编号煤层23层，自上而下编号为：二、二下、三、四、五、六、七、八、九、十、十一、十二、十三、十四、十五、十六、十七、十八、十八下、十九、二十上、二十、二十一煤。其中二、二下、五、八、十五、十六、十八、十九、二十、二十一煤全区可采或大部分可采；九、十、十七、十八下煤为局部可采煤层；四、七、十三、十四、二十上煤仅见个别可采点，且不连续分布，为不可采煤层。地质报告根据煤系地层的沉积环境、岩性组合以及煤层的发育情况，将含煤地层可大致划分为上中下三个含煤组，各可采煤层含煤组划分见表1-1。（2）可采煤层根据勘探地质报告，九、十、十七、十八下煤为局部可采煤层，分布规律性差，可采范围不连续，可采面积小，开采难度大，地质报告未计算其资源储量。二、二下、五、八、十五、十六、十八、十九、二十、二十一煤为全区可采或大部分可采煤层，煤层分布规律明显，可采面积大。表1-1 各煤层含煤组划分及其特征表含煤组划分煤层组合主要可采煤层上含煤组一五煤二、二下、五中含煤组六十六煤八、十五、十六下含煤组十七二十一煤十八、十九、二十、二十一1.2.2 煤质井田内各煤层均呈黑色，条痕呈褐黑色，光泽为沥青光泽、丝绢光泽，煤芯断口多为阶梯状、参差状，结构以条带状结构为主，线理状结构次之，构造以层状构造为主，局部煤层呈块状构造，煤层内、外生裂隙发育，裂隙充填方解石薄膜，偶见黄铁矿结核。各煤层宏观煤岩类型以暗淡型煤为主，局部为半暗型煤。宏观煤岩成分大多以暗煤为主，含少量镜煤条带及丝炭。水平方向及垂向变化不大。井田内煤层以块煤为主，有一定的硬度，抗压强度约10MPa，普氏硬度系数为1左右，易风化成碎片状。井田内各煤层浮煤挥发分(Vdaf)大部分为大于20.0；粘结指数(G)为0，各煤层镜质组最大反射率(R0,max)变化在0.259%0.429%之间，区内煤层变质阶段为低变质烟煤。煤层变质程度垂向上变化不明显。1.2.3 水文地质本井田大地构造位置位于鄂尔多斯盆地西缘坳陷带的次级构造单元，井田内地层岩石较坚硬、较完整。地下水主要赋存于新生界风积砂及基岩的砂岩中；地下水按其含水层埋藏条件及水力性质不同，可以划分为第四系孔隙潜水(局部承压水)和基岩孔隙裂隙水两种，新生界孔隙裂隙潜水赋存于砂、砂砾石中，基岩孔隙裂隙水赋存于白垩系、侏罗系及三叠系含水层中。地下水流向总体自东北流向西南。1含水层(1) 新生界含水层组()含水类型为孔隙潜水或承压水，含水层为砂及砂砾石层。由于区内无地表水流，干旱少雨，地方水补给来源匮乏，地下水主要靠沙漠凝结水及雨季大气降水补给，井田北部地下水埋深2030m，富水性很差。中部及南部地下水埋深1017m，富水性较好，根据水井调查井田中部和南部农灌井较多，井深一般40米左右，下入400mm砾石滤水管，管外投砾，用柴油机带动深井泵抽水灌溉农田，抽水量2030m3/h，降深不超过5m；用5.6或7.5千瓦电潜泵抽水4050 m3/h，降深不超过10m，可连续抽水，停抽后35分钟水位基本恢复到位。水质为ClSO4-NaCa型，矿化度平均0.81g/l。根据W17农灌井简易抽水试验，静水位埋深16.22m，降深3.18m，单位涌水量1.62l/s.m，渗透系数5.93m/d，停抽后4分钟水位基本恢复到位，90分钟水位稳定，与抽水试验前水位一致。水质为Cl-Ca Mg型，矿化度0.65g/l，总硬度481.07mg/l，pH值8.43。(2) 煤系上覆含水层组含水类型为基岩孔隙裂隙水，由白垩系含水层及侏罗系直罗组含水层组成。白垩系含水层组()白垩系含水层的岩性为砾岩。本井田白垩系总厚度平均为190.63m，其中砾岩平均厚度77.78m，富水层段为下部砾岩段，勘探施工中1604、1801、2004、2204钻孔发现漏水现象。根据本井田1202孔和1604抽水试验资料，含水层厚19.7021.74m，静水位埋深29.9036.30m，单位涌水量0.05810.0596l/s.m，渗透系数0.2710.289m/d，水质SO4Cl-Na和ClSO-Na型，矿化度均大于1.5g/l，总硬度141.79159.46mg/l，pH值8.38.7。侏罗系直罗组含水层组()岩性为粗砂岩、中砂岩、细砂岩，煤层顶板导水裂隙带高度内的直罗组砂岩为煤层直接充水含水层。井田内的上煤组、中煤组、下煤组在不同的分布区内均与本含水层直接接触，本次上、中、下煤组进行抽水试验时均包括本含水层，根据4孔4层次抽水试验资料，含水层平均厚度40.08m，平均降深31.46m，平均单位涌水量0.00707 l /s.m，平均渗透系数0.0199m/d，水质为SO4Cl-Na和ClSO4-Na型，矿化度大于2.4g/l，富水性很弱。(3) 侏罗系延安组含水层组含水类型为基岩孔隙裂隙水，由侏罗系含煤岩系延安组含水层组成，岩性为粗砂岩、中砂岩、细砂岩。本井田在勘探中根据含煤特征，将六煤以上划为上煤组，六煤以下到十六煤划为中煤组，十六煤以划为下煤组。现将各煤组含水性分述如下：上煤组砂岩含水层组()上煤组含砂岩较少，特别是厚度大于5米的砂岩更少，根据1604孔抽水试验资料，本孔在该煤组中没有大于5米砂岩含水层，静水位埋深35.14m，单位涌水量0.00237l/s.m，渗透系数0.0354m/d。水质为ClSO4-Na型水，矿化度0.98g/l，总硬度51.25mg/l，PH值8.4，富水性很弱。中煤组砂岩含水层()六煤以下到十六之间含水层岩性为粗砂岩、中砂岩、细砂岩，厚45.4252.22m，静水位埋深36.9042.11m，单位涌水量0.00780.00903l/s.m，渗透系数0.0140.0189m/d。矿化度2.93g/l左右，总硬度275.89mg/l，pH值8.5，富水性很弱。下煤组砂岩含水层(I)由十六煤层以下含水层组成，包括部分三叠系顶部含水层。岩性为粗砂岩、中砂岩、细砂岩，含水层厚33.6256.16m，单位涌水量0.002890.00908l/s.m，渗透系数0.007710.0131m/d，水质为SO4Cl-Na型，矿化度2.55g/l左右，总硬度162.68mg/l，pH值8.3，反映地下水径流滞缓，补给很差，富水性很弱。2隔水层本井田煤层顶底板多为粉砂岩及细砂岩、泥岩组成，岩性较为致密，和煤层组合可形成良好的隔水层，但由于上含煤组煤层在井田内赋存范围不一致，因此难以形成较为稳定的隔水层。井田内较为稳定的全井田隔水层为直罗组中下部粉砂岩和十五煤等，其他隔水层多属局部隔水层。(1) 直罗组中下部粉砂岩、泥岩隔水层：岩性以粉砂岩、泥岩为主，厚度很大，是良好的稳定隔水层。(2) 十五煤及其顶底板泥岩、粉砂岩隔水层：十五煤层平均厚度3.88m，顶底板泥岩、粉砂岩平均厚约4m，在本区较稳定分布。(3) 局部隔水层：多分布于井田中东部，包括二煤及底板泥岩、粉砂岩隔水层，八煤及其顶底板泥岩隔水层。3断层带水文地质特征本井田构造简单，断层稀少，落差大于20m的断层井田范围内仅发现3条(F2、F20、FD5)，均为逆断层。根据井田勘探报告资料，本井田水文地质条件简单，上覆含水层、煤系含水层、下伏基底含水层富水性均弱，单位涌水量均小于0.01l/sm，全部为砂岩裂隙水弱含水层，水质为SO4Cl-Na或ClSO4-Na类型，矿化度多大于2g/l，反映地下水径流条件不良，处于近似停滞状态，补给很差，不存在造成矿井由于断层沟通而突水的背景,断层充水因素在本井田基本不复存在。根据勘探调查，井田南侧外围类似的生产矿井历经多年开采，从未发生断层突水事故。但矿井开采过程中，仍应在断层附近按安全规程留设防水煤柱，以保证安全生产。地质勘探以1202孔对F20断层进行抽水试验，抽水结果单位涌水量0.00908l/s.m，渗透系数0.0114m/d，证实富水性微弱。4水文地质条件评价井田内水文地质条件简单。新生界含水层接受大气降水补给的补给来源匮乏，主要靠沙漠凝结水及雨季大气降水补给，水量不大，但在区内属较富水地段，对煤层开采威胁主要可能表现为由上向下的渗漏。白垩系至三叠系含水层组含水类型为基岩孔隙裂隙水，局部较为富水，但富水性不稳定，单位涌水量较小、含水层渗透性差，故含水层水量不大。但做为矿井主要直接充水含水层，对煤层开采有一定威胁。按照煤、泥炭地质勘查规范附录G的划分，本井田水文地质勘查类型应属第二类第一型，即水文地质条件简单的裂隙充水矿床。需要说明的是，本井田南邻的榆树井矿井施工过程中遇到了第四系松散含水层及白垩系含水层涌水量大，施工困难(白垩系受扰动砂化现象强烈)等问题。而且根据其目前施工的立井井筒检查孔情况，各含水层涌水量均较大，确定将原设计的斜井开拓更改为立井开拓，立井施工初步确定采用冻结法施工。本矿井与榆树井矿井相邻，井筒穿过地层与其相似，因此矿井开拓应充分考虑施工方法的难易程度，同时建议提前进行井筒检查孔的施工工作，以便为设计提供较为准确的地质和水文地质资料。5矿井涌水量(1) 矿井充水因素分析本井田及其邻区无地表迳流，大气降水稀少，对井田内矿井充水影响不大；新生界孔隙潜水、白垩系侏罗系直罗组孔隙裂隙水及延安组孔隙裂隙水为矿井长期、稳定的充水来源。 矿井开拓时，由于对上部白垩系含水层组的破坏，使白垩系基岩裂隙水直接或间接渗入或通过裂隙进入巷道。 直罗组底部及含煤岩系含水层，为井田内煤层开采时矿井涌水主要来源,且持续稳定涌水。煤层采空后，顶板冒落，上覆岩层出现下沉，弯曲风化及次生裂隙发育，使上部含水层中地下水沿裂隙进入巷道。 煤层开采时，煤层与延安组含煤岩组含水层直接接触，含水层中地下水直接进入矿坑。 矿井的开拓造成底部含水层上部压力的减小，从而使得延安组底部含水层中地下水沿裂隙涌进巷道。井田内断裂构造不发育，对矿井充水影响较小；井田西部边界F20断层为压性断裂，断距大，造成西部地层的抬升，同时切断了本井田与其西部地区的水力联系，阻止了西部含水层孔隙裂隙水向井田内的运移，为一有利因素。(2) 矿井涌水量勘探报告采用地下水动力学法及富水系数法计算井田先期开采地段矿井涌水量。利用钻孔抽水试验获得的水文地质参数，应用大井法及狭长地沟法的承压转无压水公式进行涌水量计算，计算结果矿井先期开采地段正常涌水量237m3/h，最大涌水量598m3/h，设计参考勘探计算成果取矿井正常涌水量240m3/h,最大涌水量600m3/h。1.2.4 瓦斯本井田位于瓦斯逸散带，瓦斯样品测试结果表明瓦斯含量较低。各可采煤层瓦斯分带均为二氧化碳氮气带。自然瓦斯成份以N2为主，大部分在95%以上。CO2含量次之，甲烷及重烃含量均低于1%。各煤层瓦斯含量平面及垂向上变化均不明显。瓦斯样品工业分析结果与煤芯样工业分析结果相一致，瓦斯测定结果反映了煤层瓦斯赋存状态。对瓦斯现场解析和室内测试的结果来看，本井田的瓦斯含量较低，但也有局部富集的可能，矿井生产中应引起注意。1.2.5 煤尘爆炸性，煤的自燃倾向及地温依据煤尘爆炸性试验样鉴定结果分析，区内各可采煤层均有煤尘爆炸危险性。根据煤的自燃倾向试验样鉴定结果，井田内各可采煤层浮煤干燥无灰基挥发分(Vdaf)含量均大于28%，采用MT/T 707-1997煤的自燃倾向性色谱吸氧鉴定法测试结果，煤在常温、常压下每克干煤吸附流态氧的量为0.701.16cm3/g，按现行标准划分，区内各可采煤层自燃等级均为级，自燃倾向性分类属于容易自燃。井田内1504、1803、1902、2802、S3孔进行了钻孔简易测温，1704进行了近似稳态测温，未发现地温异常。地表以下垂深约80120m为恒温带，中性点100m左右，地温约10.518，深部至垂深300m地温值为17左右，垂深600m地温值一般为22。地温梯度随深度的增加而增大，最大测温深度660m，地温24.7。2 井田开拓与开采2.1 井田开拓2.1.1 井筒矿井移交生产时，共布置三个井筒，即在工业场地内布置主、副立井井筒和一号回风立井。根据井田勘探地质报告资料，结合目前业主提供的井筒检查孔资料，考虑到本井田松散层厚度较大（18勘探线处平均约38m左右），含水性较强，围岩强度较低，因此，设计井筒采用特殊凿井法施工，设计暂按冻结法施工设计初期移交井筒的井壁结构。1主立井井口位于矿井工业场地内，井口标高+1316.2m，井底标高+800m，井深516m，提升方位角276，净直径6.0m，净断面积28.3m2。设计井壁采用双层钢筋混凝土结构，外壁采用C30混凝土，厚度350mm；内壁0129m采用C30混凝土，厚度450mm，129258m采用C40混凝土，厚度450mm，258387m采用C50混凝土，厚度650mm，387516 m采用C65混凝土，厚度650mm。主立井主要担负矿井的煤炭提升任务，兼进风井，井筒内装备2对30t提煤箕斗，罐道梁采用树脂锚杆托架固定于井壁上。2副立井井口位于矿井工业场地内，距主立井井口141m，井口标高+1316.9m，井底标高+800m，井深546m，提升方位角96，净直径8.0m，净断面积50.3m2。设计井壁采用双层钢筋混凝土结构，外壁采用C30混凝土，厚度400mm；内壁0129m采用C30混凝土，厚度550mm，129258m采用C40混凝土，厚度550mm，258387m采用C50混凝土，厚度700mm，387516 m采用C70混凝土，厚度700mm。副立井主要担负矿井的材料、设备、矸石、人员等辅助提升任务，兼主要进风井和安全出口。副立井井筒内装备一对1.5t矿车二层四车多绳罐笼（一特宽非标、一窄标准），并设有玻璃钢梯子间，罐道梁、梯子梁均采用树脂锚杆托架固定于井壁上。3一号回风立井井口位于矿井工业场地内，井口标高+1317.5m，井底标高+800.0m，井深516m。净直径6.0m，净断面积28.3m2。设计井壁采用双层钢筋混凝土结构，外壁采用C30混凝土，厚度350mm；内壁0129m采用C30混凝土，厚度450mm，129258m采用C40混凝土，厚度450mm，258387m采用C50混凝土，厚度650mm，387516 m采用C65混凝土，厚度650mm。一号回风立井担负全矿井初期的回风任务。表2-1 井 筒 特 征 表序号井筒特征单位井 筒 名 称主立井副立井一号回风立井1井口坐标纬距（X）m424463542445814244681经距（Y）m186481881864831818648414井口标高（Z）m+1316.2+1316.9+1317.502提升方位角276963井筒倾角9090904井底标高m+800+800+8005井筒深度深度 m5165465166井筒直径净直径mm600080006000掘进直径mm7600/80009900/102007600/80007支护方式表土段双层钢筋砼砌碹基岩段双层钢筋砼砌碹8支护厚度（外壁+内壁)0129mmm350+450400+550350+450129258mmm350+450400+550350+450258387mmm350+650400+700350+650387516mmm350+650400+700350+6509断面积净断面m228.363.628.3掘进断面断面m245.3/50.276.9/84.945.3/50.210施工方法冻结法冻结法冻结法2.1.2 大巷布置根据井田开拓布局，设计大巷沿南北向布置。根据矿井煤层特征、生产能力、通风和运输要求，以及现行规程、规范的要求，确定一水平在十五煤层中布置南、北翼大巷组：带式输送机大巷、辅助运输大巷、回风大巷；确定二水平在二十一煤煤层中布置南、北翼大巷组，同样也是三条大巷。根据井下煤层顶底板及煤层三软的条件和大巷设备布置、通风、运输等要求，井下大巷断面形式全都采用半圆拱形断面，带式输送机大巷为煤巷，净宽5.0m，净断面积15平方米；辅助运输大巷由于是轨道运输，须沿一定坡度掘进，巷道大部分是岩巷、半煤岩巷，净宽5.0m，净断面积18.2平方米；北翼回风大巷为煤巷，净宽5.0m，净断面积17.5平方米。2.1.3 井底车场及硐室本井田采用立井开拓方式，工业场地布置主立井、副立井和一号回风立井共3个井筒。井下煤炭采用带式输送机运输，并通过主立井提升至地面；井下辅助运输系统为有轨运输，大件设备如综采支架等下井无需拆分。1一水平井底车场形式根据已确定的矿井开拓布署、井下大巷的运输方式、主副井相对位置关系等，从减少初期井巷工程量、缩短矿井建设时间、利于井底调车及硐室维护等方面考虑，设计推荐井底车场采用环型车场刀把式布置，以一水平大巷见十五煤层底板标高+800m为井底车场标高。2井底车场通过能力由于本矿井煤炭采用带式输送机运输，由主立井提升，井底车场主要担负材料、设备、矸石、人员等辅助运输任务；井下综合机械化开采，辅助运输量较小，下井人员也少；采区及工作面巷道除联络斜巷外，都为煤层巷道，井下排矸量也不大；故车场的通过能力是富裕的，能够满足矿井初后期生产的需要。3井底车场硐室主井系统硐室主要包括：箕斗装载硐室及配煤巷、井底煤仓（直径10m，仓容2000t）、主井井底清理撒煤系统等。副井系统硐室主要包括：副立井马头门、主变电所、主排水泵房、管子道、水仓、消防材料库、井下爆炸材料库、蓄电池电机车修理间和充电硐室、等候室、保健室等。2.1.4 采区划分及开采顺序1采区划分本矿井生产能力较大，设计根据本井田煤层赋存特征、大巷位置、采掘装备水平及国内外高产高效矿井生产经验等因素，结合井田开拓部署，设计确定在井田内先按断层构造划分4个分区；在分区内，再按煤组划分采区，确定一煤组（二、二下、五、八煤层）、二煤组（十五、十六号煤层）、三煤组（十八煤层）、四煤组（十九、二十、二十一煤煤层）各自划分采区，全井田共划分为24个采区。2开采顺序设计矿井初期投产开采八煤层、十五煤层，当煤层间存在压茬关系时，先开采上部煤层，待压茬关系解决后，上下煤层可以同时开采。如开采八煤层下山采区之前须先开采其上覆五号煤层。采区间原则上采用前进式开采顺序，由近及远，向井田边界推进。2.2 巷道掘进、支护与井巷工程量2.2.1 巷道掘进、支护方式井下2个综采工作面，年推进长度大，巷道的掘进准备工作量大。为保证采区和工作面的正常接续，矿井移交生产后，设计井下大巷、采区巷道及工作面巷道采用4套综掘设备掘进。根据井田勘探报告，井田内各煤层顶底板主要以泥岩、粉砂岩为主， 少量中砂岩、粗砂岩。各岩层平均单轴抗压强度9.722.2Mpa，岩体质量属中等差。开采煤层抗压强度约10MPa，普氏硬度系数为1左右，易风化成碎片状。根据煤层及其顶底板均较软的特征，设计井下除工作面煤层巷道采用矩形断面外，其他巷道均采用半圆拱形巷道。同时井下所有巷道均采用锚网喷联合支护，局部破碎地段或交岔口可视具体围岩条件增加锚索支护。掘进工作面配备有S-200M综掘机、DQZ-350带式输送机转载机、SSJ-800可伸缩带式输送机、MFC-1345/3470单体锚杆机、MQT-115P锚索钻机、混凝土喷射设备、局部扇风机和湿式除尘风机、小水泵、调度绞车、岩石电钻、煤电钻等设备。2.2.2 井巷工程量矿井移交时，总井巷工程量25201m。按工程类别分：开拓工程量4534m，准备工程量4807m，回采工程量15860m，分别占总工程量的18.0%、19.1%和62.9%。按岩性类别分：煤巷20008m，岩巷5193m，分别占总工程量的79.4%和20.6%。表2-2 井巷工程量汇总表项目巷道长度 （米）掘进体积 （立方米）煤岩小计煤岩小计开拓工程45344534131510131510准备工程41486594807556501032865978回采工程1586015860217377217377总计200085193252012730271418384148652.3 井下运输2.3.1 井下煤炭运输1运输方式一般井下煤炭运输有两种：带式输送机运输和轨道机车牵引底(侧)卸式矿车运输。轨道机车牵引底(侧)卸式矿车运输具有投资省，设备简单等优点，但运输系统复杂，运输不连续，受坡度限制，适应性差，井底卸载站车场、撒煤清理及井底煤仓工程量大，用人多，效率低。带式输送机运煤是合理的，它能充分发挥综采设备的生产能力，确保矿井高产、稳产、高效。因此，设计确定井下煤炭采用带式输送机运输。2运输系统111081、11082工作面生产的煤炭111081、11082工作面可弯曲刮板输送机111081、11082工作面转载机111081、11082工作面带式输送机运输巷111采区（八煤）带式输送机上山井底煤仓配煤巷带式输送机箕斗地面。3主运输设备根据矿井开拓部署，矿井初期开采八煤层，布置2个综采工作面和4个综掘工作面。工程移交时井下主运输系统简述如下：111081、111082综采工作面来煤由111081、111082工作面带式输送机转载至111采区（八煤）上山带式输送机，进入直径为10m、仓容为2000t的井底煤仓。原煤经过井底煤仓缓冲后，由防爆型甲带给煤机给入装载带式输送机，再由箕斗定量装载设备装入箕斗，经一对30t立井提煤箕斗提升至地面。2.3.2 井下辅助运输1辅助运输方式矿井辅助运输主要担负井下人员、矸石、材料和设备的运输任务。矿井辅助运输一般采用有轨系统和无轨系统两大运输方式。两种辅助运输形式比较，有轨系统和无轨系统辅助运输各具特色，各有适应条件。由于本井田煤层倾角一般在47，但上山采区上部基本在613之间，不能完全满足无轨胶轮车的运输要求，部分采区巷道需要采用伪斜布置。无轨胶轮车投资大，且长期运营费用高，经济上有轨明显优于无轨。在技术上两方案各具特色，但有轨比较适用于本井田煤层赋存特征。故本设计井下辅助运输暂推荐采用有轨系统运输方案。2井下辅助运输系统本矿井生产能力4.0Mt/a，矿井投产时，井下在八煤111采区装备两个综采工作面、两个综采工作面巷道综掘工作面，一个采区巷道综掘工作面；在五煤112采区装备一个采区巷道综掘工作面。井下辅助运输采用有轨运输系统，初期辅助运输系统由副立井、轨道集中上山、采区轨道巷、各工作面辅助运输巷组成，其中副立井及轨道集中上山装备提升机，采区轨道巷和工作面辅助运输巷道装备无极绳连续牵引车。井下所有辅助运输工作量分别采用人车、矿车、重型平板车、材料车承载，通过副立井及轨道集中上山提升机、采区轨道巷和工作面辅助运输巷道无极绳连续牵引车接力运至各工作地点。井下主要辅助运输工作内容为：运送人员、井下各工作面装备、井下各工作面消耗材料以及井下各硐室设备、材料等。整体液压支架重量33t/架。矿井工作制度为：年工作日330d，井下实行“四、六”工作制，三班生产，一班准备。2.4 井下通风2.4.1 矿井通风方式根据本矿井的地质条件及矿井开拓布置，矿井设计初期采用中央并列式通风系统、抽出式通风方式。矿井移交投产时共有三条井筒，其中主立井、副立井进风，一号回风立井回风。2.4.2 矿井通风风量、风压及等积孔1本矿井为低瓦斯矿井，井下用风地点较多，根据现行煤矿安全规程的规定，设计分别按井下同时工作的最多人数和按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。由于矿井一次设计达到设计生产能力4.0Mt/a，故按4.0Mt/a生产能力考虑。设计最后确定八煤回采工作面：111081工作面风量20m3/s，11082工作面风量为22m3/s。2接续工作面风量根据附近煤矿配风情况和生产经验，接续工作面风量按一个采煤工作面一半风量计算，取10.0 m3/s。3掘进工作面风量投产时即达产，在八煤和五煤共配备4个综掘工作面。本设计根据生产矿井实际经验，设计综掘工作面风量取8.0m3/s。4井下独立通风硐室实际需要风量根据井下开拓布置和现行煤矿安全规程的要求，井下爆炸材料发放硐室及采区变电所硐室、充电硐室其回风必须直接进入回风流，其余硐室采用扩散或串联通风。井下爆炸材料发放硐室配风2m3/s，采区变电所配风2m3/s，蓄电池电机车充电硐室配风2m3/s。合计硐室配风32=6m3/s。5负压及等积孔计算根据通风系统及矿井总风量，通过计算，矿井通风容易时期负压为794.95Pa，困难时期负压为1174.53Pa。根据煤炭工业矿井设计规范（GB50215-94）第10.1.7条规定：进、出风井井口的标高差在150m以上，或进、出风井井口的标高相同但井深400m 以上时，宜计算矿井自然风压。本矿井立井初期垂深就达516m，故设计时考虑自然风压对全矿井通风的影响；经过计算，矿井容易时期的自然风压为285.64 Pa，困难时期的自然风压为344.23Pa，结合矿井通风计算结果和矿井自然风压，本矿井通风容易时期总负压为509.3 Pa，困难时期总负压为1518.8Pa；通风容易时期等积孔为6.0m2，困难时期等积孔为3.5m2。3 建设规模与服务年限3.1 井田境界与资源量3.1.1 井田境界根据上海庙矿区总体规划，井田范围北起新上海庙勘查区北界，与福格房地产煤炭资源勘探区相邻；南至锁草台勘查区南界，与榆树井井田相邻；东自F2断层；西侧边界南段为锁草台勘查区西界，北段为新上海庙勘查区变更勘查登记扩界的西界，东西界为煤层隐伏露头，南北界为人为划定。井田南北长约10.7km，东西宽03.5km，井田面积24.1km2，预算井田资源储量509.18Mt。3.1.2 资源量1地质资源量井田内10层可采煤层共求得资源量519.02Mt，其中探明的资源量186.62Mt，控制的资源量127.96Mt，推断的资源量204.44Mt。探明的+控制的资源量为314.58Mt，占井田总资源量的60.6%。2矿井工业资源/储量地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22,连同地质资源量中推断的资源量333的折减量，归类为矿井工业资源/储量。矿井工业资源/储量=111b+122b+2M11+2M22+333k本矿井工业资源储量=111b+122b+333k=186.62127.96204.440.9=498.58Mt上式中，k为333资源量的折减量，本报告取0.9。根据计算，矿井工业资源/储量为498.58Mt。3矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量为矿井工业资源/储量减去设计计算的铁路煤柱、河流煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失后的资源/储量。本井田设计资源/储量为462.44Mt/a。4矿井设计可采储量矿井设计可采储量为矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率的资源/储量。采区回采率根据煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）第2.1.4之规定，厚煤层采区回采率75%，薄煤层采区回采率85%，中厚煤层采区回采率80%。经计算，矿井设计可采储量为349.72Mt。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 矿井设计生产能力矿井设计生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量、煤层赋存条件、采煤机械化装备水平等诸多因素有关。结合矿井建设的内、外部条件，从利于提高投资回收率、提高投资内部收益率、提高固定资产利用率，使企业效益能很好地发挥考虑，根据矿区总体规划意见和业主委托，矿井设计生产能力确定为4.00Mt/a，同时本报告对与3.00Mt/a和5.00Mt/a生产能力进行比较论证。综合以上几方面的比较，设计确定矿井生产能力为4.00Mt/a。3.2.2 服务年限矿井的服务年限计算公式为：T=ZK/（AK）式中：T矿井设计服务年限，a；ZK可采储量，Mt；A设计生产能力，Mt/a；K储量备用系数，取1.40。本井田地质储量519.02Mt，工业储量498.58Mt，设计可采储量349.72Mt，矿井按4.00Mt/a的规模、考虑1.4的储量备用系数计算，矿井服务年限为62.5a。 4 矿井建设主要经济技术指标4.1 建设投资估算估算投资为设计范围内本工程从项目筹建开始到项目竣工时的全部井巷工程、土建工程、设备购置、安装工程及其他费用的工程建设总投资。估算静态总投资 183346.92万元 (其中选煤厂20696.42 万元)其中：井巷工程 34570.33 万元 土建工程 32687.34 万元 设备购置 51091.09 万元 安装工程 15747.17 万元 其他费用 29005.91 万元 基本预备费 20245.07 万元 建设项目总造价 183346.92 万元 建设项目总资金 187679.23 万元其中：全部流动资金 4332.31 万元4.2 主要经济技术指标1. 矿井设计生产能力：4.0Mt/a。2. 矿井设计服务年限：62.4a。3. 矿井在籍人数997人，原煤生产人员效率：18.53t/工。4. 选煤厂在籍人数58人，生产人员效率：290t/工。5. 全矿在籍职工总人数：1055人。6. 井巷工程量为25201m。万吨掘进率63m。7. 工业场地占地面积：24.7hm2。8. 达产时吨煤电耗22.65kWh。9. 建设工期：39.8个月。4.3 产品市场供需预测2000年以来，随着国民经济的高速增长，能源需求量不断攀升，特别是由于近两年房地产和基础设施建设行业的飞速发展促使钢、铝、建材等高耗能行业的畸形增长，导致国内能源消耗量的突飞猛增，尽管石油进口量和煤炭产量大大增加，但能源供应紧张状态仍十分突出。有资料表明，我国现有石油探明可采储量为38亿吨，按目前的采掘程度计算，还可开采20年。在我国的能源消费结构中，煤炭消费约占70%，石油、天然气和其它能源占整个能源消费的30%。自1993年开始，我国已成为石油纯进口国。2003年进口石油量超过1亿吨，2004年石油进口量达到1.2亿吨以上。为此国家提出了“建立以煤为主的多元化能源结构，大力发展石油的潜代产品，特别是以煤为基础的液体燃料”的能源安全战略。因此，在今后相当长的一个时期内，煤炭在能源结构中的主导地位更加突出。第二篇 深部软岩巷道支护技术研究1 绪论1.1 研究的背景及意义软岩巷道支护是当今世界地下工程中一项复杂而重要的技术问题，深部软岩巷道支护是其中的一个重要分支。我国软岩普遍存在，其中以东北、内蒙最突出，内蒙煤矿软岩巷道占岩巷的90%，东北占60%。深部开采是煤矿未来发展的必然趋势。随着开采深度的增大，我国大部分煤矿都出现了不同程度的软岩灾害，常导致矿井停产、停建等事故。煤炭资源在我国一次性能源构成中占70，煤矿深部软岩问题一直是困扰煤矿生产和建设的重大难题之一。深部软岩巷道占我国年巷道总量的28-30，而软岩巷道的返修率高达70以上。目前，煤矿开采以8-12m/a的速度增加，预计未来20年，很多煤矿将进入1000-1500m的开采深度，深部开采的问题将越来越突出。在软岩巷道中，底臌是围岩变形和破坏的主要形式之一。底臌导致巷道断面的缩小，阻碍运输和人员行走，影响通风，许多矿井不得不投入大量的人力、物力做一些临时处理工作，严重影响了矿山的生产和安全。因此，对巷道底臌的治理研究具有重要的工程意义。深部软岩巷道支护是老矿井向纵深发展的关键性技术之一。长期以来，我国煤矿处于浅部开采阶段，与德国、俄罗斯、日本、波兰等国家相比，深部开采经验不足。近年来，我国大部分煤矿已进入深部开采，许多专家为此进行了大量的理论研究与工程实践并取得了一些成果，但深部软岩巷道支护依然面临新的难题与挑战。因此，加大深部软岩巷道支护研究，加快试验适合深部软岩巷道的支护方式，为我国煤矿深部开采提供支护技术保障，对矿山可持续发展具有重要理论意义和工程应用价值。1.2 国内外研究概况深部软岩是随着采矿及地下工程活动的不断深入出现的，尤其是煤矿软岩问题更加突出，已成为国内外共同关注的焦点。国外深部开采现状：英国、日本、德国、波兰等煤矿采深为1100-1400m，俄罗斯、印度及南非等国的金属矿山已深达3800m，平均延伸速度为8-16m/a。近年来，我国统配煤矿大部分矿井的采深己达500-1000m，个别矿井深达1100m以上。国内外深部巷道都不同程度地出现了软岩问题，造成了巨大的经济损失。对全国重点煤矿的调查表明，近10年的支护费用增加了1.4倍，但一些矿井的复修量仍超过40%，甚至更高。因此，深部软岩巷道稳定性的控制是制约煤矿纵深发展的瓶颈。1.2.1 国内外深部软岩巷道支护理论研究软岩巷道支护理论新奥法理论国内外关于软岩支护方面的理论可概括为下图1-1：定性的支护理论定量的支护理论联合支护理论锚喷弧板支护理论松动圈支护理论软岩工程力学支护理论考虑流变、软化、损伤、断裂等作用的围岩力学模型研究理论图1-1 软岩巷道支护理论1新奥法。新奥法是60年代奥地利专家L.VRabcewicz在总结前人经验的基础上提出来的一套隧道设计、施工新技术。随后，逐渐运用到煤矿软岩支护中去。目前，已成为软岩支护主要的理论之一。1980年，奥地利土木工程学会地下空间利用分会把新奥法定义为：“在岩体或土体中设置的以使地下空间的围岩形成一个中空筒状支承环结构为目的的设计施工方法”。施工时遵循下列原则：表1-1 新奥法的主要原则与做法主要原则主要做法1充分利用岩体强度，发挥岩体的自承能力立即（越早越好）喷适当厚度的混凝土，封闭岩面，防止围岩松动、风化或膨胀，必要时加适量锚杆和钢拱架使围岩不松动，使围岩形成自身有一定承载能力的承载拱2正确运用围岩-支护共同作用原理，恰当利用岩体蠕变发展规律采取两次支护方案：初期围岩变形速度较大，初次支护属临时支护性质，用喷层、锚杆及适量钢拱构成初次支护，主要起抑制围岩变形作用，允许支护有一定程度的变形，据监测情况进行局部加固；待围岩位移速度趋于稳定时，进行封底和二次支护，以减轻或消除岩体位移3把监测作为必要手段，始终监测支护位移及压力变化用收敛计监测表面的水平与垂直方向的收敛量；用多点位移计监测岩体内部位移；用压力盒监测喷层径向及切向压力；用监测锚杆监测锚杆变形；用水准仪监测岩体表面的绝对位移4强调封底的重要性，务必封底底板不稳，底臌变形严重，必然牵动侧墙及顶部支护不稳，故应尽快封底，以形成完整的岩石承载拱并保证拱墙支护稳定5施工、监测、设计三者结合施工同时必须监测，根据监测，调整一次支护参数，科学设计二次支护方案然而，新奥法的理论基础是当时的岩石力学理论基础弹塑性理论，而对软岩流变性等问题已超出了弹塑性问题所能解决的范围，所以需进一步完善。2能量支护理论。 20世纪70年代的萨拉蒙等提出了能量支护理论，该理论认为：支护结构与围岩相互作用、共同变形，在变形过程中，围岩释放一部分能量，支护结构吸收一部分能量，但总能量没有发生变化。因而主张利用支护结构的特点，使支架自动调整围岩释放的能量和支护体吸收的能量，支护结构具有自动释放多余能量的功能。3联合支护理论。联合支护理论是在软岩支护中对新奥法的发展。其主要提出者陆家梁、冯豫、郑雨天、朱效嘉等结合软岩实际，灵活运用新奥法理论，提出了软岩联合支护理论。其观点可以概括为：对于软岩支护，一味地追求加强刚度是难以奏效的，要先柔后刚，先让后抗，柔让适度，稳定支护。由此发展起来的支护型式有锚喷网技术、锚喷网架技术、锚带喷架等联合支护技术。4锚喷弧板支护理论。锚喷弧板支护理论实际是联合支护理论的新进展。该理论的提出者是东北工学院郑雨天教授、同济大学孙钧院士和淮南矿院朱效嘉教授。该理论的要点是：对软岩总是强调放压是不行的，放压到一定程度，要坚决顶住，坚决限制和顶住围岩向中空的位移。5围岩松动圈理论。董方庭教授提出了围岩松动圈支护理论，其主要内容是：凡是坚硬围岩的裸体巷道，其围岩松动圈都接近于零，此时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在，但并不需要支护。围岩松动圈越大，其收敛变形越快，支护越困难。巷道围岩支护的目的在于防止围岩松动圈发展过程中的有害变形。松动圈理论简明扼要，有一定的量化，是一个发展方向。6软岩工程力学支护理论。何满潮教授提出了软岩工程力学支护理论，应用工程地质学和现代非线性大变形力学相结合的方法，通过分析软岩变形力学机制，提出了以转化复合型变形力学机制为核心的一种新的软岩巷道支护理论。它涵盖了从软岩的定义、软岩的基本属性、软岩的连续性到软岩变形力学机制的确定、软岩支护荷载