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涡北煤矿1.50
Mta的新井设计
煤矿
1.50
Mta
设计
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中国矿业大学2009届本科生毕业设计说明书 第II页目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.2 井田地质特征31.3 煤层特征82 井田境界及储量132.1 井田境界132.2 储量153 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限213.1 矿井工作制度213.2 矿井设计生产能力及服务年限214 井 田 开 拓234.1 矿井开拓的基本问题234.2 矿井基本巷道355 准备方式采区巷道布置465.1 煤层地质特征465.2 采区巷道布置及生产系统475.3 采区车场选型设计506 采煤方法546.1 采煤工艺方式546.2 回采巷道布置677 井下运输717.1 概述717.2 采区运输设备选择747.3 大巷运输设备选择758 矿井提升788.1 概述788.2 主副井提升789 矿井通风及安全技术839.1 矿井通风系统选择839.2 矿井风量计算879.3 全矿通风阻力计算929.4 矿井通风设备选型989.5 防止特殊灾害的安全措施10210 设计矿井基本技术经济指标104专题部分沿空留巷围岩控制技术研究1051 绪论1052 巷道围岩的变形机理及控制研究1103 沿空留巷理论基础1124 沿空留巷巷旁充填技术1205 工程实践1256 结论130翻译部分英文原文132A method for the design of longwall gateroad roof support132中文译文147长臂开采工作面回采巷道顶板支护的设计方法147致谢158中国矿业大学2009届本科生毕业设计说明书一般部分中国矿业大学2009届本科生毕业设计说明书 第184页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 井田位置及交通涡北煤矿位于淮北平原西部，井田中心南距涡阳县城4 km，行政划分属安徽省涡阳县管辖。井田范围：矿井范围南起F9断层，北至刘楼断层；东起太原组第一层灰岩顶面的隐伏露头线，西止于32煤层-1000 m水平等高线的地面投影线。平面上近似为一矩形，南北长约6 km，东西宽约3.2 km，勘查面积约19 km2。地理坐标为东经1160958 1161245，北纬333053 333448。濉阜铁路从矿井东南约3 km处通过，涡阳车站距矿井中心约5 km左右，在矿井的西部约40 km处有京九铁路；涡阳河南省永城公路纵贯全区，涡阳至阜阳、蚌埠、亳州、淮北及邻县有四通八达的公路网。涡河可长年通航小型机动船，上游可达亳州，下游直通淮河。因此本区交通运输条件十分便利,井田交通位置图如图1-1-1。1.1.2 地形地貌与水文情况本区地势平坦，自然地面标高+30.49 +32.80 m，地势西北高东南低，地面村庄较多。涡河及其支流武家河为长年性河流，由西北向东南从其井田西南部流过。涡阳县城关涡河节制闸上游最高洪水位标高为+30.45 m。区内沟渠纵横，均为人工开挖的灌溉沟渠，较大的涡新河常年有水。1.1.3 气候条件本区气候温和，属季风暖温带，半湿润气候，春秋温和少雨，夏季炎热多雨，冬季寒冷多风。1956 1990年年平均气温14.6 ，最高气温41.2 ，最低气温-24 。春秋季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风，平均风速为3.2 m/s。年平均降水量为811.8 mm，雨量多集中在七、八两个月。全年蒸发量1890.6 mm，全年无霜期215天，冻结期最早为11月10日，最晚可至次年3月16日。冻土最深可达19 cm。1.1.4 地震情况 图1-1-1 涡北煤矿交通位置图本区处于东西向和南北向大断裂的交汇带，曾有小地震发生，但没有灾害性的大震。根据安徽省地震局1996年编制出版的地震烈度区划图查得，本区地震基本烈度值为，地震动峰值加速度为0.10 g。根据现行建筑抗震设计规范中附录A的有关规定，本井田所在地的抗震设防烈度为7度。1.1.5 矿区经济概况井田位于淮北平原西部，以农业为主，工业欠发达。农作物主要有小麦、大豆、红薯、玉米等。矿井建设中的钢材、木材、水泥、等材料主要有外地供应，砖、瓦、砂、石等土产材料均可由当地解决。井田中心距涡阳县城仅4 km，为本矿井建设和生产、居民生活等依托城市提供了便利条件。1.1.6 区域电源本地区电源充沛。涡阳县东北方向约80 km处已建有淮北发电厂，装机容量750 MW。在涡阳县城南约220 km处已建有淮南发电厂。涡阳县城南已建有220/110/35 kV区域变电所，两台主变容量为1120 MVA+190 MVA，该变电所的二回220 kV电源均引自于淮北发电厂；另有一回220 kV线路转供距涡阳县约80 km处的阜阳220 kV变电所。阜阳220 kV变电所的一回220 kV供电电源引自淮南发电厂。从以上电网现状可以看出，本区电网系统合理，供电电源可靠，能够为涡北矿井提供可靠的供电电源。1.1.7 水源由于煤矿所在地区地表水系不发达，且受季节性影响较大，原设计选择地下水作为本煤矿主要供水水源。为充分利用和开发水资源，煤矿井下排水经过净化处理后大部分回用，作为工业场地生产用水主要水源。1.1.8 拆迁征地问题井田8煤组赋存区内共有大小村庄22个，应根据国家政策，有计划的妥善处理征地和迁村事宜。1.2 井田地质特征1.2.1 区域地质特征淮北煤田中的地层类型，属华北型地层范畴，且为其中淮河地层分区中之淮北地层小区。在地层层序中，除部分缺失外，一般均发育比较齐全，地层综合柱状图如图1-2-1。图1-2-1 地层综合柱状图1.2.2 地层特征本矿井内古生界岩层均隐伏于新生界松散层之下，经钻孔揭露，自下而上分别为奥陶系考虎山组、石炭系本溪组、太原组，二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组，第三系、第四系。各组岩性特征由老到新简述如下：1）奥陶系（O2t）老虎山组：揭露厚度10.76,为深灰色略带肉红色块状微晶白云质含泥质灰岩，含燧石结核，裂隙尤为发育。2）石炭系（C）（1）中统本溪组（C2b） 与下伏老虎山组假整合接触。厚43.73 m，为深灰色钙质泥岩、暗紫色杂色铝质泥岩、铁铝质泥岩为主，上部夹浅灰白色生物碎屑泥晶灰岩两层。（2）上统太原组（C3t）与下伏本溪组整合接触，厚127.70 m。根据岩性特征分段叙述如下：下段：为深灰色生物碎屑泥晶灰岩，有孔虫、瓣鳃类等动物化石。中段：浅灰色灰色细中粒石英砂岩、泥岩夹薄煤三层及生物碎屑灰岩一层。上段：灰深灰色泥晶生物碎屑灰岩层夹深灰色泥岩及薄层细砂岩。灰岩中含较多蜓类、腕足类、珊瑚、海百合茎等动物化石。3）二叠系（P）（1）下统山西组（P1S）与下伏太原组整合接触。底界以太原组灰岩之顶为界，上界至铝质泥岩下骆驼钵砂岩之底，厚66.85 108.11 m，平均厚87.76 m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含10、11两煤层（组）。（2）下统下石盒子组（P1X）与下伏山西组整合接触。下界从骆驼钵砂岩之底，上界至3煤组下K3砂岩之底，地层厚246.73255.31 m，平均厚250.04 m，岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。本组为本矿主要含煤段，含4、5、6、8等四个煤组，其中8为本矿主要可采煤层。（3）上统上石盒子组（P2S）与下伏下石盒子组整合接触。下界从K3砂岩之底，上界至平顶山砂岩之底，厚约642 m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色和绿色增多。含1、2、3三个煤层（组），其中3煤层为局部可采煤层。（4）上统石千峰组（P2h）与下伏上石盒子组整合接触，揭露厚度310 m。下段：厚约80 m。为灰白色粗粒石英砂岩夹砖红色细砂岩、粉砂岩薄层，石英含量可达85 90%，含长石及重矿物，接触式、基底式胶结，填隙物主要为硅质、少量泥、钙质，局部可见泥岩角砾，厚层状，层理不发育。上段：砖红色粉砂岩为主，夹细砂岩薄层，镜下鉴定石英含量可达75 85%，长石含量10%左右，含有重矿物，基底式、接触式胶结，填隙物主要为钙质，少量泥质，常见钙质结核，平行层理发育，层面含白云母片。4）上第三系（1）中新统本统与下伏二叠系呈不整合接触。厚度111.20 147.80 m，平均为133.50 m，一般可分为三段：下段：为残坡积相沉积，岩性较杂，其厚度变化大，为0 11.35 m，一般厚度3 4 m，为深黄、灰白、灰绿及棕红色砂砾、砾石、粘土砾石、粘土质砂及钙质粘土组成，多呈半固结状。中段：为湖相沉积，岩性为灰绿色粘土和半固结及固结状灰白色泥灰岩及钙质粘土。泥灰岩坚硬有溶蚀现象，具溶孔或小溶洞。一般厚度10 m左右。上段：为湖相沉积，岩性由灰绿、灰白、灰黄色厚层粘土及砂质粘土间夹58层细砂或粘土质砂组成。粘土单层厚度大，分布稳定，质纯致密，具静压滑面。一般厚度110 m左右。（2）上新统与下伏中新统呈整合接触，为河湖相沉积物，分为上中下三段：下段：棕黄、灰绿、灰白色中细砂及粉砂、粘土质砂间夹3 6层砂质粘土及粘土组成。一般厚度55 m左右。中段：棕黄及浅黄色中细砂和粉砂间夹3 5层粘土或砂质粘土，砂层单层厚度大，结构松散。局部夹1 3层薄层呈透镜状分布的砂岩（盘），钙泥质胶结，岩性坚硬。本段厚度95 m左右。上段：灰绿、浅黄、棕黄色粘土及砂质粘土夹2 3层细砂及粘土质砂。顶部富含钙质及铁锰质结核组成古土壤层，相当于沉积间断古剥蚀面，是第三系与第四系地层的分界线。厚度32 m左右。5）第四系该地层假整合于上第三系之上，厚度83 99 m，一般为91 m左右。1.2.3 构造按板块构造观点，淮北煤田位于华北板块的东南部，除煤田的东部边缘地区外，区内构造的形成和发展主要表现为板内构造变形。主要断裂有宿北断裂、楚店泗县断裂、太和五河断裂、郯庐断裂，主要褶皱有萧西向斜、萧县复背斜、黄藏峪背斜、童亭背斜等。断层有以下四条：刘楼断层：为矿井北部边界。正断层，走向近EW，倾向N，走向长度3 km，落差1000 m，倾角30 50。F1断层：正断层，走向SN，倾向E，走向长度6 km，贯穿整个矿井。落差65 250 m不等，北部（构1线3线）较小，一般2.3 km，落差280 m，倾角70。总体看来，本区构造复杂程度属中等简单类型。1.2.4 水文地质淮北煤田位于安徽省淮北平原的北部，为新生界松散层覆盖的全隐蔽煤田。在地貌单元上属华北大平原的一部分，除濉溪、肖县和埇桥区北部符离集徐州一带为震旦、寒武、奥陶系等基岩裸露的剥蚀低山，残丘和山间谷地外，其余地区皆为黄、淮河冲积平原。区内河渠纵横，河流较多，多属淮河水系。1）主要水文地质条件（1）地表水本矿范围内的地表水均属淮河水系，主要地表水系为涡河、武家河、涡兴河等。涡河是淮河北岸的一级支流，流经本矿西南边界，由西北流向东南汇入淮河。涡河常年水深1 2 m，汛期4 8 m，3年、5年、10年一遇流量分别为1100 m3/s、1500 m3/s、1800 m3/s。（2）新生界松散层矿内煤系地层均被新生界松散层所覆盖。松散层厚度受古地形所控制，总休趋势是自东向西逐渐增厚，两极厚度378.80 445.40 m，一般厚度为400 m左右。按其岩性组合及区域资料对比，自上而下可划分出四个含水层（组）和三个隔水层（组）。第一含水层（组）底板深度在31.30 37.60 m之间，一般为35 m左右。含水砂层厚度为14.8526.00 m，一般为20 m左右。顶部近地表0.5 m左右为褐灰色耕植土，埋深在57 m处富含钙质结核和铁锰质结核。该层（组）主要由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂，夹23层薄层状砂质粘土组成。第二含水层（组）底板深度86.30104.60 m，一般为90 m左右。含水层厚度9.40 28.50 m，一般为20 m左右，由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂，夹5 8层砂质粘土或粘土组成。该含水层（组）砂层单层厚度小，变化大，一般砂层不发育。第三含水层（组）底板深度为260.20 297.60 m，一般为270 m左右，含水层厚度69.50 124.10 m，一般为100 m左右，由深黄、棕黄、棕红、灰白色、中砂、细砂、粉砂及粘土质砂，夹5 8层粘土或砂质粘土组成。（3）基岩含水层二叠纪地层含水层叠纪地层岩性主要由泥岩、粉砂岩及砂岩所组成，并以泥岩和粉砂岩为主。砂岩裂隙一般不发育，即使局部地段裂隙较发育，也具有不均一性，且抽水试验水量较小。8煤组顶、底板砂岩裂隙含水层（段）含水层厚3.50 40.00 m，平均厚度24.43 m，由浅灰色中细粒砂岩为主，夹泥岩和粉砂岩组成，裂隙不甚发育，钻探揭露时无漏水现象。该含水层段水质差，补给水源有限，迳流条件差，富水性弱，以储存量为主。2）矿井涌水量设计结合地质报告所提矿井涌水量，并参考邻近矿井估算，取矿井正常涌水量260 m3/h，最大涌水量280 m3/h。1.3 煤层特征1.3.1 煤层本井田含煤地层为华北型石炭、二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含煤层段。二叠纪含煤地层，总厚约990 m，含煤2030层，煤层总厚20 26 m。上石盒子组下部含1、2、3三个煤组，多为薄煤层。下石盒子组含4、5、6、8等四个煤组，为矿井主要含煤段。山西组下部含10、11二个煤组，煤层薄，煤分层少。可采的有3、8、11共计3层，可采煤层平均总厚12.01 m，占煤层总厚的44%，其中8煤层为主要可采的较稳定煤层，平均厚度8.2 m，占可采煤层总厚的82%；其它为不稳定的局部可采煤层。1）可采煤层本区主要可采煤层为8号煤层，全区稳定可采，11号煤层较稳定，局部不可采，3号煤层在区内局部可采，6、9、10号煤层零星可采，现将各可采煤层分述如下：3煤层：位于上石盒子组下部，为本组唯一可采煤层。煤层厚0.22 1.75 m，平均0.89 m。变异系数为43%，可采指数0.80，厚度频率分布图显示，0.7 1.4 m的见煤点占67%，小于0.7 m的占30%，结构简单，部分见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。F断层以北厚0.90 1.10 m，仅个别点不可采，厚度变化不大，可采区连续，趋向于较稳定煤层；F26断层以南煤层厚度变化较大，不可采区零星分布，因此，3煤层为大部可采的不稳定煤层。煤层顶、底板以泥岩为主，并有少量粉砂岩和细砂岩。8煤层：位于下石盒子组下部，全区赋存，上距3煤层平均间距109.01 m，煤层厚7.33 8.94 m，平均8.2 m。变异系数为36%，可采指数0.97，厚度频率分布图显示，8.0 m的占92%，其中7.33 8.0 m的占75%，结构简单，1/3见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。全区大部可采，煤类单一。因此煤层为稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩、细砂岩次之，粉砂岩、细砂岩下常发育泥岩伪顶，底板多为砂质泥岩及细粒砂岩。11煤层:位于山西组下部，上距82煤层平均间距为112.09 m，煤厚0 1.58 m，平均为1.01 m。变异系数为62%，可采指数0.49，厚度频率分布图显示，0.70 m的占48%，小于0.7 m的占52%，结构简单，少量见煤点具一层夹矸，夹矸为泥岩或炭质泥岩。112煤层厚度较薄，见煤点厚度一般均在临界可采附近，因此11煤层为局部可采的不稳定煤层。顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，底板一般为粉砂岩，可采煤层特征见表1-3-1。表1-3-1 可采煤层特征表煤层编号煤层厚度/m煤层间距/m稳定程度可采情况赋存范围30.221.750.8925.0232.1830.73局部可采较稳定全井田501.650.43零星可采不稳定局部82.36113.2678.2887.338.948.20全井田可采稳定全井田88.25104.6596.6390.561.120.71零星可采较稳定局部3.0311.555.681002.500.77零星可采不稳定局部5.2414.709.781101.581.01局部可采较稳定全井田2）主要可采煤层顶底板岩性本井田可采煤层顶板以砂质泥岩为主，其次粉砂岩，局部细、中砂岩。底板以泥岩为主，其次粉、细砂岩。主采煤层顶、底板岩石物理力学性质测试结果表明：主要可采煤层顶底板泥岩抗压强度11.3 25.6 MPa，岩石力学强度较低，变形模量小。细、中砂岩抗压强度39.0 159.0 MPa，抗拉强度1.59 4.04 MPa，岩石较坚硬致密，抗压强度高，顶板不易坍塌，底板泥岩抗压强度9.7 35.6 MPa，抗拉强度0.68 3.40 MPa，力学强度低，岩石受压易破碎，局部可能产生底鼓。相同岩性的岩石差异不大，但有所波动；不同岩性的岩石则明显不同，一般是砂岩大于粉砂岩，粉砂岩大于泥岩，而浅部风化带处岩石强度低。从工程地质条件来看，一般砂岩胶结良好，坚硬致密，抗压强度高，属硬岩类；泥岩抗压强度低，属软岩类；粉砂岩介于其间，属中硬岩类；断层附近及基岩风化带则属软弱带。由此可见，本矿工程地质条件属中等类型。按煤层顶、底板岩性指标分类，井田内砂岩属中等稳定型，粉砂岩属中等不稳定型，泥岩属不稳定型。1.3.2 煤质本井田各可采煤层以中灰、特低硫（11煤层属中高高硫分煤）、特低磷低磷、中挥发分、中高热值、具强特强粘结性和良好的结焦性的JM为主，伴少量FM；其中主采煤层8煤为中灰、低硫、特低磷煤；是较为理想的炼焦配煤，中煤可作为动力用煤。可采煤层特征分别见表1-3-2、表1-3-3、表1-3-4、表1-3-5、表1-3-6。表1-3-2 可采煤层物理性质和煤岩特征表 煤层颜色构 造光 泽断 口结 构煤 岩 组 分煤岩类型3黑色块状粉末状弱玻璃光泽参差状条带状亮煤为主夹镜煤或丝炭条带底部暗煤稍高半暗半亮型8黑色块状粒状粉末状玻璃光泽阶梯状均一状亮煤、镜煤为主，少量暗煤半亮光亮型11黑色块状玻璃光泽阶梯状平 坦均一状粒 状亮煤为主，少量暗煤、镜煤半亮光亮型表1-3-3 视密度一览表煤层煤类平均灰分实测平均值回归计算值实测回归差值报告采用值3FM22.111.411.42-0.011.428JM20.491.411.400.011.4011JM20.021.421.400.021.40表1-3-4 元素分析成果统计表煤层元 素 分 析 /%原子比FCC.dafH.dafN.daf（O+S）.dafO.dafO/CH/C387.24-90.5188.97（12）4.84-5.535.23（12）1.28-1.481.35（12）3.22-6.394.45（12）2.55-5.683.69（12）0.0310.70155.6888.36-90.7489.72（27）4.30-5.544.98（27）1.32-1.681.46（27）2.25-5.423.84（27）1.76-5.003.25（27）0.0270.6260.91188.39-91.0989.97（6）4.58-5.304.95（6）1.36-1.541.46（6）2.49-5.273.62（6）1.35-2.281.97（6）0.0160.65661.9表1-3-5 煤炭分类指标综合表煤层V.daf /%GR。IY / mm煤 类324.42-30.6128.00（16）76.7-97.690.8（16）17.0-36.527.2（13）FM（11） 1/3JM（1） JM（4）819.45-26.3422.98（31）52.8-96.781.7（30）11.5-25.018.2（30）JM（31）1118.38-25.1621.83（8）78.8-97.688.2（8）16.5-25.518.8（6）FM（1） JM（7）表1-3-6 发热量统计表煤层煤类Qb.d / MJKg-1Qgr.d /MJKg-1分级原煤浮煤原煤3FMJM21.25-31.3527.53（14）31.82-33.9732.98（4）27.42高热值煤8JM24.83-31.5128.85（27）31.50-34.8933.60（12）28.76高热值煤11JM25.98-30.9528.58（8）33.89（1）28.27高热值煤1.3.3 开采技术条件1）瓦斯本矿井获得各煤层瓦斯煤样测试资料50个（合格点），成果见表1-3-7。由表1-3-7可知本矿瓦斯含量较高者为3煤层，其最高瓦斯含量为3.85 m3/g，根据煤矿安全规程，本矿井为“低瓦斯矿井”。 全矿井相对瓦斯涌出量0.81 m3/（td），绝对瓦斯涌出量2.5 m3/min，按照煤矿安全规程规定，日产一吨煤瓦斯涌出量在10 m3以下的矿井为低瓦斯矿井，本矿为低瓦斯矿井。但根据淮北矿区生产经验，矿井生产期间瓦斯较勘探期间有升高趋势，因此在生产中应加强瓦斯监测和管理，防止瓦斯事故的发生。表1-3-7 瓦斯测试成果表 煤层瓦斯成分 / %瓦斯含量 / m3g-1CH4（含C2+）N2CO2CH4（含C2+）CO230.00-92.5054.730.00-86.3636.863.61-29.188.410.00-3.851.080.07-0.270.1580.96-93.0161.343.35-98.1232.350.00-15.376.310.01-3.841.020.00-4.070.39110.00-82.50 51.090.00-89.36 43.35 0.00-14.26 5.56 0.00-1.23 0.68 0.00-0.32 0.102）煤尘各煤层共采取22个煤芯煤样做了煤尘爆炸性试验，结果见表1-3-8。各煤层之煤尘燃烧时均有一定长度的火焰，最大火焰长度者为3煤可达250 mm，一般需通入2595%的岩粉方能抑制发火；且各煤层爆炸指数为21.2828.03%，均15%，所以各煤层均存在爆炸危险性。今后各煤层均存在爆炸危险性。表1-3-8 煤尘爆炸性试验成果统计表煤层样点数挥发分Vdaaf /%火焰长度/ mm岩粉量/%结论3525.3530.61有火250208有爆炸危险8721.1524.59有火1005595有爆炸危险11120.96有火25有爆炸危险3）煤的自燃以还原样与氧化样着火点温度之差T1-3评价煤的自然发火倾向。本报告共获得各煤层44个样品的自燃发火倾向测试成果表1-3-9。由表可知，大部分样品T1-3在20以内，3煤层属不自燃；8煤层为不易自燃不自燃；11煤层属易自燃不自燃。表1-3-9 自燃发火倾向性试验成果统计表煤层煤类样点数原样/T1-3/自燃倾向等级（点）结论3FM4362380102613不自燃8JM1435338992916不易自燃不自燃11JM53493901641212易自燃不自燃4）地温本矿地温梯度为1.88 3.33 /百米，平均为2.75 /百米；增温率为36.3 m/。属地温正常区。各煤层温度T（）与埋深H（m）成正比关系，且相关性较好，见表1-3-10。8煤层：测温深度422.57 913.56 m，底板温度27.4 44.7 。一级高温区在-480 m以下,-710 m水平以下为二级高温区，-650 m水平平均地温为35.5 。表1-3-10 可采煤层底板温度与深度关系表煤层回归方程点数相关系数3T=20.2703+0.0214H200.96068T=17.3904+0.0265H120.944611T=14.6789+0.0310H100.96435）地压本矿目前尚没有专门地压测试资料，据淮北生产矿井资料，地压较大，显现明显，采掘巷道都不同程度的出现变形，经常前掘后修、边掘边修现象、片帮和底鼓等现象。不得不采取扩大断面、壁后注浆加固等多种措施进行防治，严重影响矿井安全生产。本矿煤层埋藏深度较大，预计也存在地压大的问题，今后生产过程中要加强地压的观测和研究工作。2 井田境界及储量2.1 井田境界2.1.1 井田范围地理坐标：东径1160958 1161245，北纬333053 333448。南界：南起F3断层；北界：北至刘楼断层；东界：东起太原组第一层灰岩顶界面的隐伏露头线；西界：西止于11煤层-1000 m水平等高线的地面投影线。2.1.2 开采界限上统上石盒子组：下界从K3砂岩之底，上界至平顶山砂岩之底，厚约642 m。含1、2、3三个煤层（组），其中3煤层为局部可采煤层。下统下石盒子组：井田内主要含煤地层为下界从骆驼钵砂岩之底，上界至3煤组下K3砂岩之底，地层厚246.73 255.31 m，平均厚250.04 m，含4、5、6、8等四个煤组，其中8为本矿主要可采煤层。下统山西组：底界以太原组灰岩之顶为界，上界至铝质泥岩下骆驼钵砂岩之底，厚66.85 108.11 m，平均厚87.76 m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含10、11两煤层（组）。开采上限：3号煤层以上无经济可采煤层；下部边界：11号煤层以下无经济可采煤层。 2.1.3 井田尺寸南北长5.62 6.53 km，东西宽2.33 3.71 km，面积19.2 km2，采矿许可证拐点坐标为见表2-1-1，井田赋存状况示意图如图2-1-1。表2-1-1 矿区范围拐点坐标 点号X坐标Y坐标点号X坐标Y坐标13713000.0039426166.0093715340.0039423675.0023711790.0039426350.00103717196.0039423892.0033710954.0039425334.00113717440.0039426657.0043710656.0039423941.00123716895.0039426715.0053711430.0039423814.00133716525.0039426638.0063713036.0039423814.00143715461.0039426854.0073713600.0039422546.00153715106.0039426215.0083714270.0039423920.00163713750.0039426296.00图2-2-1 井田赋存状况示意图2.2 储量2.2.1 地质资源储量1）地质资料依据（1）安徽省煤田地质局勘查研究院于1997年6月提交的安徽省涡阳县涡北井田勘探（精查）地质报告；（2）2002年8月安徽三队提交的涡北矿井井筒检查孔竣工报告；（3）2003年11月煤炭科学研究总院西安分院提交的涡北矿业集团有限责任公司涡北煤矿南一采区三维地震勘探报告；（4）2006年10月西安分院提交的涡北煤矿北四采区三维地震勘探中间成果资料；（5）矿方提供的建井过程中揭露的地质资料。2）储量计算基础（1）本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算，炼焦用煤最低开采厚度为0.7 m，最高灰分不得超过40%，最高硫分不得超过3%；（2）储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05 m时，与煤分层计算，复杂结构煤层的夹矸总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；（3）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，本次储量计算只针对主采煤层，采用地质块段的算术平均法；（4）煤层容重:主采煤层8煤层平均容重为1.40 t/m3。3）井田地质勘探本井田历经找煤、普查、详查、精查四个阶段，勘探面积约19.2 km2。根据煤、泥炭地质勘查规范本次估算资源储量钻探工程基本线距见表2-2-1。 表2-2-1 资源储量钻探工程基本线距表煤层类型煤层各级储量钻探工程基本线距 /m探明的控制的推断的稳定煤层8500100020004）储量计算本勘探区主采煤层为8煤层，采用地质块段法来划分储量块，根据等高线和钻孔的疏密程度将矿体划分为甲乙丙丁戊己六个块段，井田块段划分如图2-2-1，用算术平均法求得各块段的储量，地质资源储量即为各块段储量之和。本煤层倾角一般在14 22之间，平均倾角为16，采用煤层垂直厚度及煤层水平投影面积估算储量，估算公式如下： Zi = SiMiRi10-6 （2-1） 式中：Zi各块段地质资源储量储量，Mt；Si各块段的真实面积，m2；Mi各块段煤层的厚度，取平均值为8.2 m；Ri各块段内煤的容重，取平均值为1.40 t/m3。由上式可计算出各块段的地质储量见表2-2-2。表2-2-2 各块段的工业储量序号平均倾角/（）平均厚度/m容重/tm-3水平面积/m2真实面积/m2地质资源储量/Mt甲158.21.402325830.82403125.027.59乙148.21.403542516.83643087.641.82丙208.21.401604278.81717245.719.71丁148.21.401085470.11120024.412.86戊158.21.403233309.23354028.638.50己228.21.402840705.13059263.235.12所以矿井的地质资源储量是各块段储量之和：即：Z = Z甲+ Z乙+ Z丙+ Z丁+ Z戊+ Z己= 175.61（Mt）其中探明的60%、控制的30%、推断的10%，探明的包括111b和2M11，控制的包括122b和2M22，推断的为333，矿井各级储量分类见表2-2-3。表2-2-3 矿井地质资源分类表矿井地质资源储量 /Mt探明的控制的推断的60%30%10%80%20%80%20%100%111b2M11122b2M2233384.2921.0742.1510.5417.562.2.2 工业资源/储量矿井工业储量是指地质资源量经可行性评价后，其经济意义在边际经济及以上的基础储量的内蕴经济的资源储量乘以可信度系数之和,计算公式如下：Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k （2-2）式中：Zg 矿井工业资源/储量，Mt；111b 探明的资源量中的经济的基础储量，Mt；122b 控制的资源量中的经济的基础储量，Mt；2M11 探明的资源量中的边际经济的基础储量，Mt；2M22 控制的资源量中的边际经济的基础储量Mt；333 推断的资源量，Mt；k 可信度系数，取0.7 0.9，井田地质构造简单、煤层赋存稳定k值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定k值取0.7，本井田地质构造中等简单、煤层赋存稳定，因此k值取0.8。根据公式2-2及表2-2-3中的数据计算得172.09 Mt。此储量为8煤层的地质资源储量由于另外两层煤厚度小且为局部可采煤层，因此本设计中把此储量作为矿井的工业/资源储量。2.2.3 矿井可采/资源储量1）安全煤柱留设原则（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；（2）各类保护煤柱按垂直剖面法确定，用表土层移动角、上山移动角、下山移动角、走向移动角确定工业场地、村庄煤柱；（3）维护带宽度15 m，风井场地20 m，其他15 m；（4）断层煤柱宽度50 m，井田边界煤柱宽度20 m；（5）根据毕业设计制图标准工业广场占地面积取300400 m。2）矿井永久保护煤柱损失量（1）井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设20 m宽，井田边界保护煤柱损失量为3.92 Mt。（2）断层保护煤柱断层煤柱留设50 m，断层保护煤柱为10.36 Mt。（3）工业广场保护煤柱本矿井设计生产能力为1.5 Mt/a，工业广场尺寸为300400 m，按照煤柱留设原则中岩层移动角，采用垂直剖面法按下式计算： Z = SMR10-6 （2-3）式中：Z工业广场煤柱量，Mt；S工业广场煤柱真实面积，m2；M煤层平均厚度取8.2 m；R煤层的容重，取平均值为1.40 t/m3。图2-2-2 井田块段划分示意图利用垂直剖面法得到工业广场保护煤柱的水平投影面积，有表土层移动角=55、上山移动角=72、下山移动角=78、走向移动角=55，工业广场保护煤柱示意图如图2-2-2。（4）井筒及大巷保护煤柱 主副井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，矿井主要大巷均布置在煤层底板的岩层当中，无需留设保护煤柱，故井筒和大巷的保护煤柱均为零。（5）经济不可采煤层3、11煤层局部可采，属不稳定煤层，计算可采储量时将其扣除。综合以上内容，保护煤柱损失量见表2-2-4。表2-2-4 保护煤柱损失量序号煤 柱 类 型储量 /Mt1井田边界保护煤柱3.922断层保护煤柱10.363工业广场保护煤柱11.54井筒及大巷保护煤柱0.003）矿井设计资源储量根据采矿专业毕业设计文件规定，矿井设计资源储量卡按下式计算：Zs = Zg - P1 （2-4）式中：Zs矿井设计资源储量，Mt；P1井田边界和断层保护煤柱，Mt。则有 Zs =172.09- 3.92-10.36=157.81（Mt）4）矿井设计可采储量矿井设计可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： Zk=（Zs-P2）C （2-5）式中：Zk矿井设计可采储量，Mt；P2工业广场保护煤柱、井筒及大巷保护煤柱，Mt；C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；本设计煤层8.2 m属厚煤层，因此采区采出率取0.75。则有 Zk =（157.81-11.5）0.75=109.73（Mt）矿井储量汇总表见表2-3-1。表2-4 矿井储量汇总表煤层地质资源储量/Mt工业资源储量/Mt设计资源储量/Mt设计可采储量/Mt8175.61172.09157.81109.73图2-2-2 工业广场保护煤柱示意图3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定矿井设计年工作日为330 d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6 h。矿井每昼夜净提升时间为16 h。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；（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（包括煤中煤质、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 矿井设计生产能力涡北井田储量丰富，煤层赋存较稳定，地质条件为中等简单，煤层为厚度变化不大的缓倾斜煤层，煤质为国内稀缺的优质焦煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定涡北矿井设计生产能力为1.5 Mt/a。3.2.3 矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。根据煤炭工业矿井设计规范要求，矿井设计生产能力在1.2 2.4 Mt/a范围之内，矿井设计服务年限应大于50 a，煤层倾角小于25第一开采水平服务年限应大于25 a。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： T=Zk /（AK ） （3-1）式中：T矿井服务年限，a；Zk矿井设计可采储量，Mt；A矿井设计生产能力，Mt/a；K矿井储量备用系数，取1.3。则矿井服务年限为：T = 109.73/（1.51.3）= 56.3（a）大于50 a符合煤炭工业矿井设计规范要求。第一水平矿井保护煤柱损失量见表3-2-1。第一水平可采储量为53.39 Mt，所以第一水平服务年限T1为：T1 = 53.39/（1.51.3）= 27.4（a）大于25 a符合煤炭工业矿井设计规范要求。表3-2-1 保护煤柱损失量序号煤 柱 类 型储量 /Mt1井田边界保护煤柱1.962断层保护煤柱5.183工业广场保护煤柱11.54井筒保护煤柱0.003.2.4 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8煤平均厚度8.2 m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。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保产。（2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，主立井采用箕斗运煤，副立井采用罐笼辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求。4 井 田 开 拓4.1 矿井开拓的基本问题4.1.1 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巷道进入煤体，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。1）井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；（2）合理确定开采水平的数目和位置；（3）布置大巷及井底车场；（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；（5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。2）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。4.1.2 确定井筒形式、数目、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。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，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。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；主提升胶带输送机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、辅助提升能力小，提升深度有限；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。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。本矿井煤层倾角中等，平均16 ，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小；地势平坦，表土层较厚，只能采用立井开拓。2）主副井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少。（1）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村。（2）井田两翼储量基本平衡。（3）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层。（4）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。工业广场宜少占耕地，少压煤。（5）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井主副井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距39425052.4 m，纬距3713977.9 m。副井井筒中心位置：经距39425031.9 m，纬距3714043.0 m。3）风井井口位置的选择应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。边界风井布置在井田边界之外，减少了煤柱损失。4.1.3 工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，0.6 1.1公顷/10万吨，确定地面工业场地的占地面积为12公顷即12104 km2，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为400 m，宽为300 m。4.1.4 开采水平的确定本矿井煤层露头标高为-380 m，煤层埋藏最深处达-1000 m，垂直高度达630 m，根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200 350 m，因此必须采用多水平开采，由于本矿被F1走向大断层划分为东西两部分，其中任何一部分均不能划分为两个阶段，结合阶段斜长考虑，决定本井田划分为两个水平或三个水平。4.1.5 主要开拓巷道1）运输大巷的布置由于运输大巷服务年限较长，且煤层的顶底板均为泥岩，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将大巷布置在距煤层底板大约30 m处的细砂岩中。岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓。2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在煤层底板中。煤层底板为坚硬的细砂岩。维护费用较低。4.1.6 矿井开拓延伸本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：立井直接延伸；暗斜井延伸。立井直接延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，暗斜井主井内铺设胶带输送机，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.7 方案比较1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井两水平开拓，暗斜井延伸主、副井井筒均为立井，第一水平设在-700 m，第二水平采用暗斜井延伸至-1000 m，大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右，均采用采区准备方式上山开采，采用中央边界式通风，如图4-1-1。方案二：立井两水平开拓，立井直接延伸主、副井井筒均为立井，第二水平延伸采用立井直接延伸，水平和大巷布置同于方案一采用中央边界式通风，如图4-1-1。方案三：立井两三水平开拓，暗斜井延伸主、副井井筒均为立井开拓，第一水平布置同于方案一，第二水平布置在-860 m，三水平布置在-1000 m，二水平采用立井直接延伸，三水平采用暗斜井延伸。大巷布置及通风方式同于方案一，如图4-1-2。方案四：立井三水平开拓，暗立井延伸主、副井井筒均为立井开拓，第二水平采用立井直接延伸，三水平为减少石门工程量采用暗立井延伸，水平及大巷布置同于方案三，采用中央边界式通风，如图4-1-2。所提四个方案水平数目均相同，区别在于井筒延伸形式和工作面布置以及由此及起的部分基建、生产费用不同。2）开拓方案技术比较方案一与方案二的区别在于二水平延伸是暗斜井延伸还是立井延伸，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的立井开凿和井底车场开凿费用没有比较。由方案粗略经济比较（见表4-1-1）可知，比较结果是方案二的粗略估算费用比方案一的费用高3.4，方案一在经济上占优，而且二水平采用暗斜井延伸，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时不干扰现行矿井的正常生产，综合考虑选择方案一。图4-1-1 方案一、方案二开拓方案剖面图方案三与方案四的区别也仅在于三水平延伸是暗斜井延伸还是暗立井延伸，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的立井开凿和井底车场开凿费用没有比较。由方案粗略经济比较（见表4-1-2）可知，比较结果是方案四的粗略估算费用比方案三的费用高4.3，方案三在经济上占优，采用暗斜井延伸的优点同上综合考虑选择方案三。方案一和方案三最下水平均采用暗斜井延伸，不同之处在于水平设置不同，因此相应的大巷、车场、石门工程量及上山的运输维护费用等都会不同，图4-1-2 方案三、方案四开拓方案剖面图因此需要进行详细经济比较以确定最终方案。3）开拓方案详细经济比较方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和费用汇总，分别计算于下列表中：见表4-1-3、表4-1-4、表4-1-5表4-1-6并汇总与表4-1-7中。方案一和方案三比较，初期建井费用相同，但方案三的基建费用和生产经营费用分别比方案一高出14.8%和6.1%，总费用也比方案1高出6.2%，方案三除初期基建费与方案一持平外，基建工程费（初期+后期）和生产经营费比方案一高出14.8%和6.1%，所以认为方案一相对较优，从建井工期来看，两个方案一水平设置、初期建井工程量均相同，从开采水平接续来看，方案三需延伸两次存在立井延伸，方案一仅需延伸一次且采用暗斜井延伸，对生产的影响方案一更少。 表4-1-1 方案一、方案二粗略经济比较项 目方案一粗略经济费用数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主暗斜井开凿表土段0.000.000.00420.80基岩段114.536751420.80副暗斜井开凿表土段0.000.000.00444.39基岩段114.538811444.39井底车场岩巷8029121232.97232.97小计1098.15生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元暗斜井提升1.239591.1454.826110.40立井提升1.239590.74510.236101.33项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水280876020.31.99460.45项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元运输1.239591.3023.823505.06小计95177.23合计96275.39百分比100项 目方案二粗略经济费用数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主立井开凿表土段0.000.000.00175.21基岩段3058402.0175.21副立井开凿表土段00.00.00201.54基岩段3067179.6201.54井底车场岩巷10029121291.21291.21小计667.95生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.239591.0458.542198.98项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水280876020.31.5257593.26项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元运输1.239592.7173.849050.11小计98842.35合计99510.30百分比103.4表4-1-2 方案三、方案四粗略经济比较项 目方案三粗略经济费用数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主暗斜井开凿表土段0.000.000.00177.87基岩段48.436751177.87副暗斜井开凿表土段000.00187.85基岩段48.438811187.85井底车场岩巷8029121232.97232.97小计598.69生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元暗斜井提升1.217320.4844.84828.54立井提升1.217320.9058.515988.09项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水28087608.881.94138.36项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元运输1.217321.5623.812336.55小计37291.55合计37890.23百分比100项 目方案四粗略经济费用数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主立井开凿表土段0.00 0.00 0.00 81.76 基岩段1458402.0 81.76 副立井开凿表土段000.00 94.05 基岩段1467179.6 94.05 井底车场岩巷10029121291.21 291.21 小计467.02生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.217321.0458.518461.39 项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水28087608.881.5253321.58 项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元运输1.217322.1883.817280.65 小计39063.62合计39530.64百分比104.3在上述经济比较中需要说明的是：（1）两方案的各采区布置均采用两条上山，且这些上山的开掘单价近似相同，考虑到全井田采区上山的总开掘长度相同，即两方案的的采区总开掘费用近似相同，故未对比计算，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。（2）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% 计算，采区上山的维护单价按受采动影响与未受采动影响的平均维护单价估算。（3）立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。（4）本次估算基建费单价按实际数据在开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准中查得，生产费用按新版采矿学的单价乘以10倍计算。表4-1-3 方案一和方案三的建井工程量项目/m方案一方案三初期主立井表土段375基岩段350+20表土段375基岩段350+20副立井表土段375基岩段350+5表土段375基岩段350+5井底车场10001000石门537537运输大巷15201520轨道大巷15201520后期主斜井1145484副斜井1145484主立井0160副立井0160井底车场8001800石门4501632运输大巷13882268轨道大巷13882268表4-1-4 方案一和方案三的生产经营工程量项目方案一方案三运输提升系数煤量/万t运距/km工程量系数煤量/万t运距/km工程量采区上山东一采区一区段1.2496.030.87519.051.2496.030.872519.05二区段1.2496.030.65389.281.2496.030.654389.28三区段1.2496.030.44259.521.2496.030.436259.52四区段1.2496.030.22129.761.2496.030.218129.76东三采区一区段1.2692.110.56468.421.2692.110.564468.42二区段1.2692.110.38312.281.2692.110.376312.28三区段1.2692.110.19156.141.2692.110.188156.14西二采区一区段1.2535.670.84542.531.2535.670.844542.53二区段1.2535.670.63406.891.2535.670.633406.89三区段1.2535.670.42271.261.2535.670.422271.26四区段1.2535.670.21135.631.2535.670.211135.63西四采区一区段1.2636.330.54414.631.2636.330.543414.63二区段1.2636.330.36276.421.2636.330.362276.42三区段1.2636.330.18138.211.2636.330.181138.21续表4-1-4 方案一和方案三的生产经营工程量运输提升系数煤量/万t运距/km工程量系数煤量/万t运距/km工程量采区上山西六采区一区段1.20.000.000.001.2556.790.531354.79二区段1.20.000.000.001.2556.790.354236.52三区段1.20.000.000.001.2556.790.177118.26大巷运输东一采区1.22345.21.23368.571.22345.21.1973368.57东三采区1.22768.51.464860.291.22768.51.4634860.29西二采区1.22678.40.441414.171.22678.40.441414.17一水平9643.039643.03二水平1.23579.41.35562.311.219091.5633580.50三水平0.001.21670.41.5633132.93石门运输东一采区1.22345.20.541511.211.22345.20.5371511.21东三采区1.22768.50.541783.991.22768.50.5371783.99西二采区1.22678.40.451446.311.22678.40.451446.31一水平4741.514741.51二水平1.23579.40.451932.851.219091.0952508.41三水平1.20.000.000.001.21670.41.0952194.85立井提升一水平1.277920.736779.001.277920.7256779.00二水平1.23579.40.733114.031.219090.8852027.35三水平1.20.000.000.001.21670.40.8851773.92斜井提升1.23579.41.154918.031.21670.40.484970.15项目系数距离/万m年限/a工程量系数距离/万m年限/a工程量维护采区上山东一采区1.2108913.01.701.2108913.01.70东三采区1.275015.21.371.275015.21.37西二采区1.2105314.71.861.2105314.71.86一水平4.924.92二水平1.2107219.42.501.254210.80.70三水平1.20.000.000.001.25309.60.61项目/ m3涌水量时间年限工程量涌水量时间年限工程量排水一水平180876042.96764.47180876042.96764.47二水平180876019.43058.99180876010.81702.94三水平0.000.000.000.0018087609.61513.73表4-1-5 方案一和方案三的基建费项 目方案一方案三工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元初 期主立井表土段37520103.1753.8737520103.1753.87主立井基岩段3705840.2216.093705840.2216.09副立井表土段37521718.6814.4537521718.6814.45副立井基岩段3556717.96238.493556717.96238.49井底车场10002912.1291.2110002912.1291.21石门5372478.4133.095372478.4133.09运输大巷15202811.3427.3215202811.3427.32轨道大巷15202919.9443.8215202919.9443.82小计3318.333318.33后期主斜井11453675.1420.804843675.1177.87副斜井11453881.1444.394843881.1187.85主立井05840.20.001605840.293.44副立井06717.960.001606717.96107.49井底车场8002912.1232.9718002912.1524.18石门4502478.4111.5316322478.4404.47运输大巷13882811.3390.2122682811.3637.60轨道大巷13882919.9405.2822682919.9662.23小计2005.172795.14比较总计5323.506113.47百分比100%114.8%表4-1-6 方案一和方案三的生产经营费项目方案一方案三运输提升工程量/m单价/万元m费用/万元工程量/m单价/万元m费用/万元采区上山东一采区一区段519.055.082636.75519.055.082636.75二区段389.286.522538.13389.286.522538.13三区段259.527.591969.78259.527.591969.78四区段129.768.321079.62129.768.321079.62东三采区一区段468.425.082379.57468.425.082379.57二区段312.286.522036.07312.286.522036.07三区段156.147.591185.10156.147.591185.10西二采区一区段542.538.324513.82542.538.324513.82二区段406.895.082067.03406.895.082067.03三区段271.266.521768.64271.266.521768.64四区段135.637.591029.44135.637.591029.44西四采区一区段414.636.542711.70414.636.542711.70二区段276.427.622106.33276.427.622106.33三区段138.218.621191.38138.218.621191.38西六采区一区段0.000.000.00354.798.733097.29二区段0.000.000.00236.528.962119.26三区段0.000.000.00118.269.321102.20小计29213.3635532.11大巷运输一水平9643.033.9237800.699643.033.8537125.68二水平5562.313.8121192.403580.503.9214035.57三水平0.000.000.003132.933.8111936.45小计58993.0963097.70石门运输一水平4741.513.9218586.734741.513.8518254.82二水平1932.853.817364.152508.413.929832.98三水平0.000.000.002194.853.818362.39小计25950.8936450.19立井提升一水平6779.0013.2089482.756779.0013.2089482.75二水平3114.038.5026469.292027.3511.2022706.29三水平0.000.000.001773.9228.5015078.34小计115952.05127267.38续表4-1-6 方案一和方案三的生产经营费项目方案一方案二运输提升工程量/m单价/万元m费用工程量/m单价/万元m费用/万元斜井提升4918.034.0019672.11970.154.003880.58小计135624.15131147.96运提费合计249781.49266227.96维护采区上山一水平4.92350.001723.524.92350.001723.52二水平2.50350.00873.470.70350.00245.85三水平0.000.000.000.61350.00213.70维护费合计2596.982183.06项目工程量/万m3单价/元m-3费用/万元工程量/万m3单价/元m-3费用/万元排水一水平6764.470.8395675.396764.470.8395675.39二水平3058.991.5254664.961702.941.3292263.21三水平0.000.000.001513.731.5252308.44排水费合计10340.3510247.04总计262718.83278658.07百分比100%106.1%表4-1-7 方案一和方案三的费用汇总项 目方案1方案3费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费3318.33100.003318.33100.000基建工程费5323.50100.006113.471.148生产经营费262718.83100.00278658.071.061总费用271360.66100.00288089.871.062综上所述：综合经济、技术和安全三方面的考虑，方案一是最优方案，最终选用立井两水平暗斜井延伸作为本设计的开拓方案。4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田边界设置边界风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此主井、副井及风井均采用圆形断面选自巷道断面图册。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5 m，断面积33.18 m，井筒内装备一对16 t的双箕斗，井壁采用混凝土支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4-2-1,主要参数见表4-2-1。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.2 m，断面积40.71 m，井筒内装备一对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，井壁采用混凝土支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面如图4-2-2主要参数见表4-2-2。3）风井风井位于工业广场保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径6 m，净断面19.63 m，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达400 mm，风井断面如图4-2-3，主要参数见表4-2-3。4.2.2 井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井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、供电和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: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。图4-2-1 主井井筒断面表4-2-1 主井井筒主要参数特征表井型1.5 Mt/a提升容器两套16 t箕斗带平衡锤井筒直径6.5 m井深700 m净断面积33.18 m2井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土厚50 mm基岩段毛断面积44.18 m2表土段毛断面积44.18 m2图4-2-2 副井井筒断面表4-2-2 副井井筒主要参数特征表井型1.5 Mt/a提升容器一对1 t矿车双层四车窄罐笼一对1 t矿车双层四车窄罐笼带平衡锤井筒直径7.2 m井深700 m净断面积40.71 m2井筒支护混凝土井壁厚500 mm表土段井壁厚50 mm基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积78.54 m2图4-2-3 风井井筒断面表4-2-3 风井井筒主要参数特征表1井型1.5 Mt/a2井筒直径6.0 m3井深700 m4净断面积307 m25基岩段毛断面积36.32 m26表土段毛断面积50.26 m2根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图4-2-4。2）空重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0 1.5倍列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为450010601550。每列车15节车厢。一列车的长度：L=4500240015=40.（m）副井空重车线的长度L1：L1 40.51.5 = 60.75（m）所选车场的副井空重线的长度均130 m，长度均大于60.75 m，所选的车场符合要求换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80 m，可同时对两套电机车进行换装，硐室内一端布置2台40 m行程的10 t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一端布置2台一组的20 t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。4）硐室（1）主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为4545 t，所以需要煤仓容量为681.8 t，设置一个直径为6 m，有效装煤高度16 m的圆筒煤仓，总容量约712 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-辅助运输大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-卸载站；12-煤仓图4-2-4 井底车场平面图（2）副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓的主仓和副仓之间距离为20 m。矿井正常涌水量为260 m3/h，最大涌水量为280 m3/h，所需水仓的容量为：Q0 = 3408= 2720（m3）根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=SL （4-1）式中：Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.15 m2；L水仓长度，279.76 m；则有 Q = 8.15279.76= 2280（m3）由上式计算得知：Q Q0，故设计的水仓容量满足要求。（3）其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。4.2.3 主要开拓巷道1）运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，用架线式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求，不设专用人行道。运输大巷宽度可由下式计算：B1=b+d1+d2+d3+c （4-2）式中：B1运输大巷宽度，mm； B 输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道取800 mm，采区巷道一般取300500 mm； d1胶带输送机宽度，d11400+120=1520 mm； d2架线电机车的宽度，d21060 mm； d3架线电机车与皮带机间距，d3310 mm； c矿车与巷壁距离，取910 mm。B1=800+1520+1060+310+910=4600 mm运输大巷的断面和特征表如图4-2-5，运输石门选用的断面与运输大巷相同。2）辅助运输大巷辅助运输大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道。 B2=a+b+d1+d2+ c （4-3）式中：B2轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1300 mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580 mm，采区巷道一般取300500mm，本断面取610 mm；d1、d2架线电机车的宽度，d1d21060 mm；c架线电机车的间距，630 m。B2 = 1300+610+1060+1060+630 = 4600（mm）轨道大巷的断面和特征表如图4-2-6，回风石门选用的断面与运输大巷相同。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。图4-2-5 运输大巷断面图4-2-6 轨道大巷断面5 准备方式采区巷道布置5.1 煤层地质特征5.1.1 采区位置设计首采区东一采区位于井田东翼，F1断层东部，F2断层南部。5.1.2 采区煤层特征采区所采煤层为8号煤层，煤层结构简单，煤层赋存稳定，结构较复杂，为黑色，粉末状碎块状，黑色条痕，玻璃油质光泽，半亮光亮型，局部含少量黄铁矿颗粒。硬度f=2.3，不规则断口，内生裂隙发育，性脆易碎，为半亮光亮型煤。煤的工业牌号为31，煤层平均厚度8.2 m，煤层平均倾角20。煤的容重1.40 t/m3。采区的相对瓦斯涌出量0.81 m3/（td），绝对瓦斯涌出量2.5 m3/min，该采区属于低瓦斯采区。本采区煤尘具爆炸危险性，煤尘爆炸性指数在25%左右；煤层有自燃发火倾向； 地压显现不明显，井田内煤层为不易自燃煤层。5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况基本顶为细中砂岩，厚度18.04 23.05 m，平均21.17 m，浅灰灰白色，中厚层状，细中粒砂岩。以石英，长石为主，硅、铁胶结，裂隙发育。直接顶为粉砂质泥岩，厚度0.92 2.61 m，平均1.86 m，浅灰灰白色，层状。粉中粒砂岩里段局部为粗砂岩，垂直裂隙发育。直接底为泥岩，1.69 5.28 m，平均3.5 m，灰深灰色中厚层状，泥质结构、断口较平坦，含植物根茎化石。基本底为砂岩5 7.75 m，平均6.60 m，浅灰灰白色，中厚层状细中粒砂岩。以石英、长石为主，硅、铁胶结，垂直裂隙发育。5.1.4 水文地质采区内水文地质情况简单。回采上限距三隔泥灰岩底界72.0米，主要水源为8煤组顶、底板砂岩裂隙水。施工过程中可能出现顶板淋水及短时间的出水现象。掘进正常涌水量120 m3/h，最大涌水量150 m3/h。工作面正常涌水量260 m3/h，最大涌水量280 m3/h。5.1.5 主要地质构造采区内地质构造简单，煤层平均倾角20。采区西部边界为F1断层，该断层为贯穿整个井田走向的正断层。落差在180 280 m，倾角为35 70，采区北部边界为F2断层，该断层为贯穿整个井田倾向的正断层。落差在40 200 m，倾角为40 70。5.1.6 地表情况采区内对应地面零星分布几个村庄，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，井田内部无河流，只在井田边界有少数河流。5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1 采区范围及区段划分首采采区8101采区边界北边和西边以断层保护煤柱为界，西边和南边以井田边界保护煤柱为界，北邻东三采区，西接西二采区。该采区南北走向平均长约3911 m，东西倾向平均长约602 m。采区内沿倾向划分为四个区段，区段斜长210 m。5.2.2 煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱。采区边界煤柱北、西各留设50 m保护煤柱，南、东各留设20 m保护煤柱。运输大巷和轨道大巷布置在煤层底板岩层中，水平间距30 m，根据煤炭安全规程规定可不留设保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中，水平间距40 m，外侧各留设20 m保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无大断层、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各区段巷道采用单巷布置沿空掘巷的方法，在沿采空区边缘掘进区段回风平巷时，留5 m宽的小煤柱，作为挡矸、阻水或阻隔采空区有害气体的隔离煤柱。5.2.3 采煤方法及工作面长度的确定首采采区煤层平均厚度为8.2 m，倾角20，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤走向长壁后退式采煤法，确定工作面割煤高度为2.5 m，放煤高度5.7 m，工作面采放比为1:2.28，放煤步距1.3 m。首采区段宽210 m，长3860 m。根据规范规定：综采面长度一般不小于150 m。但结合本矿井的实际情况，确定采区工作面的长度平均为200 m。因此采区一共划分为3个区段。5.2.4 确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式1）尺寸区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定区段运输平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，均采用沿空掘巷留5 m煤柱。2）支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。3）掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在两区段巷道设置风门。5.2.5 采区巷道的联络方式由于矿井采用中央并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输，运输大巷承担回风和运煤，通过采区下部车场与运输上山和轨道上山相连接。在采区内部，各个区段共用一个采区煤仓，具体布置见采区巷道布置图。5.2.6 采区接替顺序采区呈两翼布置，因此可以在开采区段一翼的同时准备另一翼。采区内工作面的布置如图5-2-1，接替顺序见表5-2-1。 图5-2-1 工作面接替顺序表5-2-1 工作面接替顺序工作面810181028103810481058106接替顺序1234565.2.7 采区生产系统采区内的开采采用后退式开采，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。1）运煤系统26工作面24区段运输平巷19溜煤眼29采区运输上山16采区煤仓14运输大巷12运输石门4井底煤仓1主井地面。2）运料系统地面2副井9井底车场11轨道石门13轨道大巷15采区下部车场28采区轨道上山20采区上部车场25区段轨道平巷26工作面。3）通风系统地面2副井9井底车场11轨道石门13轨道大巷15采区下部车场28采区轨道上山18采区中部车场24区段运输平巷26工作面;26工作面25区段回风平巷29采区运输上山20采区上部车场回风石门石门3边界风井。4）排矸系统26工作面25区段轨道平巷20采区上部车场28采区轨道上山15采区下部车场13轨道大巷11轨道石门9井底车场2副井地面。5）供电系统地面变电站2副井9中央变电所12运输石门14运输大巷29采区运输上山24区段运输平巷26工作面。6）排水系统26工作面24区段运输平巷28采区轨道上山13轨道大巷11轨道石门9井底车场2副井地面。注：上述所列序号与东一采区巷道布置平面图一致。5.2.8 采区内巷道掘进方法采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，选用EL-90型掘进机、ES-650型转载机、SSJ650/222（SJ-44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD40P型）带式输送机、JD11-4调度绞车、JBT-52-2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。巷道的拐弯半径必须与所选机型能达到的拐弯半径相吻合，因为可伸缩带式输送机的最小铺设长度为80 m，所以，在初始掘进的80 m巷道中，机后的物料运输不能采用可伸缩带式输送机只能采用矿车。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：用局部通风机压入式通风。5.2.9 采区生产能力及采出率1）采区生产能力由于综放工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.65 m，往返一次割两刀，两刀一放，即一个循环，每天两个循环。2）综放工作面的生产能力，按下式计算：A0=LB4330MC0 （5-1）式中：A0工作面生产能力，Mt/a；L工作面长度，m；M煤层厚度，m；B采煤机截深，0.65 m； 煤层容重，t/m3；C0综采工作面回采率，取C00.85。A0 = 2000.6543308.21.40.85= 1.67（Mt/a）3）采区生产能力 A1=k1k2A0 （5-2）式中：A1采区生产能力；k1采区掘进出煤系数，取k1=1.1；k2工作面间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故k2=1；A0工作面生产能力，1.55 Mt/a。AB =1.111.67=1.837（Mt/a）矿井设计井型1.50 Mt/a，采区生产能力1.837 Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。4）采区采出率采区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，其中包括工作面回采落煤损失、边界煤柱损失、区段煤柱损失还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此采区实际采出煤量低于实际埋藏量。采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：采区采出率=（采区工业储量-开采损失）/采区工业储量100% （5-3）东一采区工业储量为：19.32 Mt。东一采区开采损失为：3.47 Mt。则有采区采出率 =（19.32-3.47）/19.32100%= 82%根据煤炭工业设计规范规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为0.82，符合煤炭工业设计规范规定。5.3 采区车场选型设计5.3.1 确定采区车场形式采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。因为煤层倾角比较小，采用甩车场绕道比较长，今因绞车房位置选择受到限制，故采用逆向平车场，具体如图5-3-1。 图5-3-1 采区上部车场 图5-3-2 采区中部车场 图5-3-3 采区下部车场采区中部车场一般采用单钩甩车场，按照甩车场的甩车方向，单钩提升甩车场可分为单向甩车场和双向甩车场：按照甩入地点不同，又可分为甩入石门、甩入绕道和甩入平巷三种。根据采区上山布置方式采用石门式中部车场，如图5-3-2。采区下部车场通常设有装车站、绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站位置不同，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形式。上山提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩条件较好，可以设置大巷装车底板绕道式下部车场。如图5-3-3。1）根据采矿工程设计手册第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和运输大巷采用输送机连续运输时，煤仓容量为上山输送机0.5 h的运量。本采区运输大巷和运输上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300 mm，其容量为 Q=Q0+LMBC0 （5-4）式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10 t；L割煤机半小时运行距离，120 m；M煤层厚度，8.2 m；B进刀深度，0.65 m；煤的容重，1.40 t/m3；C0工作面的采出率，取0.85。Q =10+1208.20.651.400.85=712.58（t）煤仓的断面半径R： = 3.68（m）。所以采区煤仓断面直径取8.0 m，煤仓高度12 m，煤仓容量为844 t，能够满足要求。2）绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.0 2.5 m，本矿取2.5 m；二是通风巷道，宽度一般为1.2 2.5 m，本矿取2.0 m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为3 4.5 m。本矿取4 m。3）采区变电所采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条上山之间。高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，变电所尺寸一般是根据变电所内设备布置、设备外形尺寸、设备维修和行人安全空隙来确定的。故硐室宽度取3.6 m；长度取20 m；硐室高度取3.5 m，通道高度取2.5 m。6 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1 采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为8煤层，平均厚度8.2 m, ，煤层倾角14 22，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为f=2.3，煤的容重为1.40 t/m3。煤层直接顶为粉砂质泥岩，平均厚1.86 m，浅灰灰白色，层状，局部为粗砂岩，垂直裂隙发育。基本顶为细中砂岩，平均厚21.17 m，浅灰灰白色，中厚层状，细中粒砂岩，周期来压不明显。直接底为泥岩，平均厚3.5 m，灰深灰色中厚层状。基本底为砂岩，平均厚6.60 m ，浅灰灰白色，中厚层状细中粒砂岩。采区绝对瓦斯涌出量为2.5 m3/min，瓦斯含量低，煤无自燃倾向性，但有煤尘爆炸危险性。正常涌水量为260 m3/h，最大涌水量为280 m3/h。6.1.2 确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺和放顶煤回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1）分层综采工艺的特点优点：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2.0 3.5 m，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。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；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）放顶煤工艺优点：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；缺点：煤损多，工作面回收率低；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 。比较上述两种回采工艺的特点，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回采工艺较合理。结合矿井实际条件，厚度比较大，故确定工作面采用放顶煤回采工艺。6.1.3 回采工作面参数从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。 根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度平均为为200 m，区段长平均为3911 m；煤厚8.2 m。区段运输平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，均采用留5 m煤柱沿空掘巷。工作面配套设备见表6-1-1。表6-1-1 工作面配套设备序号项目设备型号生产厂家1采煤机SL300德国艾科夫公司2中部液压支架ZFS6200/18/35兖矿机电设备制造厂3端头液压支架ZTF6500/19/32郑州恒达液压工程中心4前刮板输送机SGZ800/500南京煤矿机械厂5后刮板输送机SGZ830/630张家口煤矿机械公司6.1.4 回采工艺及设备1）工艺流程割煤伸前梁移架推前部输送机割煤（第二刀）伸缩前梁移架推前部输送机放顶煤拉后部输送机2）落煤（1）落煤方式本工作面为综采放顶煤工作面，煤壁（包括上、下端头）采用机组落煤，双向往返割煤时，跟底回采，采高初定2.5m，利用矿山压力破碎顶煤、辅以支架摆动从支架放煤口自行放出顶煤。（2）进刀与割煤方法割煤方式：机组采用双向割煤，往返一次进两刀。采煤机沿工作面自上向下割煤，滞后煤机后滚筒10 15米逐架推移输送机；紧随采煤机后滚筒3 5架顺序移架，煤机到达机头后，在机头斜切进刀割三角煤，然后自下而上割煤、移架、推输送机，周而复始。进刀方式：工作面采用端头割三角煤斜切进刀方式，进刀距离不小于24米。进刀过程：图6-1-1 采煤机端部割三角煤斜切进刀示意图a、斜切进刀：采煤机割煤至机头（机尾）后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上（下）关系反向运行，利用输送机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒进入煤壁为止；b、移运输机机头或机尾；将输送机机头或极为推进至煤壁；c、回刀：再调换两个滚筒的上下位置，向机头或机尾方向割三角煤直至运输机机头（机尾）。d、上行后下行割煤：完成进刀、割完三角煤后，再一次调整煤机滚筒的上下位置关系，从工作面一端开始割煤，直至另一端头。以机头处进刀为例，其进刀示意图如图6-1-1。3）装运煤机组滚筒旋转截割煤的同时，利用螺旋齿片自动把煤装入运输机，余煤由铲煤板随移溜铲入输送机；放顶煤时，落煤自装，少量煤由人工用铲子攉装到输送机内。4）设备选型结合实际使用情况，工作面选用SL300无链电牵引采煤机， SGZ-800/500前刮板输送机SGZ-830/630后刮板输送机，平巷内选用SZZ-830/250型转载机、PCM-150型破碎机、SSJ-1200/2250型胶带输送机、EHP-3K200乳化液泵站和EHP-3K300喷雾及冷却泵。采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、乳化液泵站和喷雾及冷却泵站技术特征见表6-1-2、6-1-3、6-1-4、6-1-5、6-1-6和6-1-7。表6-1-2 SL300型采煤机技术特征项 目单 位数 目采 高m2.03.5截 深m0.8滚筒直径m1.8滚筒中心距m12.112截割功率kW2360牵引速度m/min029牵引功率kW262适应倾角25卧底量m0.25滚筒转速rpm36表6-1-3 SGZ-800/500前刮板输送机技术特征项 目单 位数 目主机质量t550生产能力t/h1200运输机长度m215电机功率kW2315链 速m/s1.28中部槽尺寸mm1500800270表6-1-3 SGZ-830/630后刮板输送机技术特征项 目单 位数 目主机质量t550生产能力t/h1200运输机长度m215电机功率kW2250链 速m/s1.28中部槽尺寸mm1500830270表6-1-4 SZZ-830/250转载机技术特征项 目单 位技术 特征生产能力t/h1500运输长度m50电机功率kW250链 速m/s1.44长 度m27.5宽 度m2.9中部槽尺寸mm1500830270表6-1-5 PCM-150破碎机技术特征项 目单 位技术 特征通过能力t/h1500整机重量t14.5电机功率kW110电压等级V1140入料口尺寸mm700700出料粒度mm300结构特点锤式表6-1-6 EHP-3K200乳化液泵站技术特征项 目单 位技术 特征流 量L/min309柱塞数量个3总装机功率kW200电压等级V1140质 量Kg1200有效容积L2500表6-1-7 EHP-3K300喷雾及冷却泵技术特征项 目单 位技术 特征流 量L/min516压 力Mpa13.2总装机功率kW125电压等级V1140质 量Kg1500注：平巷胶带输送机各项技术特征见第七章表7-2-1。6.1.5 回采工作面支护方式1）支架选型及布置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，并参照实际使用情况，工作面中部支架选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤液压支架，工作面端头支架选用ZTF6500/19/32型反四连杆低位放顶煤液压支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架130架，端头架3架，共计136架，支架技术特征见表6-1-8、表6-1-9。表6-1-8 基本液压支架技术特征项 目单位数目型 号ZFS6200/18/35支撑高度m1.83.5支架宽度m1.411.58中心距m1.50初撑力kN50635274工作阻力kN60006250支护强度MPa0.80.86泵站压力MPa31.5支架重量t24.5底板比压MPa1.9操作方式本邻架控制型式支撑掩护式表6-1-9 端头液压支架技术特征项 目单位数目型 号ZTF6500/19/32支撑高度m1.93.2支架宽度m1.491.66中心距m1.57初撑力kN6157工作阻力kN6577支护强度MPa0.75底板比压MPa2.05支护面积m29.28型式支撑掩护式操作方式本架操作2）支架高度的确定（1）最大高度： Hmax=hmax+S1 （6-1）式中：Hmax支架最大支护高度，m； hmax煤层最大采高，m； S1伪顶或浮煤冒落厚度，m。Hmax= 2.7+0.3= 3.0 （m）（2）最小高度 Hmin=hmin-S2-a-b （6-2）式中：Hmin支架最小支护高度，m； hmin煤层最小采高，m； S2顶板最大下沉量，取200 mm； a支架移架所需最小下降量，取50 mm。 b浮煤厚度，取50 mm。 Hmin = 2.30.20.050.05=2.0（m）3）支架支护强度的验算支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度p按工作面最大采高的48倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压不明显且顶板中等稳定，故可以取最大采高6倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算。P=6HRgS （6-3）式中：H工作面最大采高，2.7 m；R上覆岩层密度，2.5103 kg/m3；F计算工作阻力，kN；S支架支护面积，10.9 m2。P= 62.72.51039.810.9=4326.21（kN）经演算，P不大于支架额定工作阻力的80%，所以该支架能够满足支护要求。根据综采生产管理手册规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的50%80%，取70%，初撑力P0：P0= 680070% （6-4） = 4760（kN）由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力大于5063 kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。4）移架支架操作采用本架操作，工作面采用超前支护，带压擦顶移架，煤机割煤后，及时伸出伸缩前梁护顶，滞后后滚筒3 5架追机顺序移架，移架步距650 mm，追机移架速度赶不上煤机运行时，必须停机移架或拉超前架。移架过程中应随时调整支架，保持支架顶梁平直，不出现前倾后仰，使其处于良好的受力状态，升架时，应注意侧护板的伸出情况，防止出现损坏侧护板或出现歪架、咬架等现象。确保移架，端面距 340 mm。移架顺序为：（1）采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3 5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（2）采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。（3）采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒3 5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（4）机头处三架排头架的移架的顺序为:先移2#架，后移1#架,再移3#架。（5）在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。5）推移刮板输送机推前刮板输送机滞后煤机10架左右进行，工作面用逐架顺序推输送机；拉后刮板输送机由工作面一端向另一端顺序拉输送机时，弯曲段长度不小于20 m，移输送机步距保持在650 mm，移输送机要做到2 3次移到位。移输送机后，要使输送机成一直线。拉机头、机尾要停车进行，首先清理净浮煤、浮矸，使用标准的连接装置，沿巷道底板拉移，防止飘起和刹底。本工作面煤厚平均8.2 m，采用两刀放一次，放煤步距1.3 m，由下向上低位双轮顺序放煤法，利用采场压力尾梁摆动、综合松动顶煤放煤，放煤一次最多只可打开三个放煤口，放煤时见到假顶或大量的碎矸石时，要立即用插板关闭放煤口，停止放煤。考虑到两巷压力大，两端头各两架不放顶煤6）顶板管理（1）工作面采用全部跨落法管理顶板。（2）液压支架完好状况及支护要求:液压支架必须完好:零部件齐全、完整，立柱、各种千斤顶和阀组应联结牢固、密封良好、操作灵敏可靠。支架及液压系统严禁出现跑、冒、滴、漏、串、卸载等现象，对损坏的千斤顶及其它配件应及时更换。工作面煤壁应采直，支架应拉成一条直线，其偏差不得超过50 mm，支架中心距1500 mm，偏差不超过100 mm。煤机割煤时，顶底板应割平，严禁出现台阶，相邻支架间不能有明显落差（不超过顶梁侧护帮高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙 200 mm。架设支架时，架身应与煤壁保持垂直，顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角应小于5，支架出现掉斜、咬架等现象时，应及时使用调架千斤顶或单体液压支柱进行调整，确保支架正规。根据支架性能及煤层上赋存条件，为确保支架稳定，工作面采高应控制在2.50.1 m左右，严禁超高，支架初撑力不得低于规定值的80%，即25 MPa。（3）煤壁及端面管理要求严禁空顶作业，人员通常不得进入煤壁，如需进入须打好护身柱，设专人观察顶板，坚持敲帮问顶制度。割煤后，要及时伸出伸缩前梁临时护顶；移架后，煤壁端面距大于340 mm时，应提前移架，超前管理顶板。若顶板十分破碎无法割煤时，可采用手镐或风镐超前掏窝采煤，用戴帽点柱打临时支护护顶。割煤过程中，出现漏顶时，要立即停机，用坑木或板皮捆充填接实顶板，打上临时柱后，方可继续作业。若顶煤冒落或煤壁片帮严重，超前移架后，伸出伸缩前梁仍不能有效控制顶板时，必须采取过顶措施进行支护，要求如下：a、当出现冒顶时，应该立即停止刮板输送机的运转，待顶板稳定后进行处理。首先对冒顶区两端10 m范围内的基本支护进行加固，确认无扩大趋势后，方能处理冒顶。b、用20的圆木（长度视现场情况而定）作梁，扶走向棚，梁子一端搭在支架的前梁上不小于200 mm，一架两棚，每棚一梁两柱，柱子选用DZ28/DZ35单体液压支柱，支柱要求迎山有劲，不得打在浮煤、浮矸上。木梁上用板皮、笆片和半圆木接实。c、过顶要从顶帮稳定的地方拉茬，自上向下或从两侧向中间进行，同时设专人监视顶板和煤帮情况，严格执行敲帮问顶制度，在清理好退路，安全可靠后上梁接顶。d、过顶期间，人员进入煤壁侧工作，必须先要实行停电闭锁，并设专人看管，任何与过顶无关的人员都不得进入煤壁侧。工作面发生重大冒顶时，要另行编制安全技术措施。若遇顶板周期来压或地质构造，煤壁顶煤漏冒严重时，此区段老塘内禁止放顶煤。6.1.6 端头支护及超前支护方式1）端头支护 工作面上、下端头各使三架排头支架：型号为ZTF6500/19/32，最大控顶距约5300 mm，最小控顶距4650 mm，支架初撑力6157 KN2）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1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。（3）当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、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2.0 m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件码必须放在工作面70 m以外。6.1.7 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1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm）。机头、机尾各10 m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：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角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200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350 550 mm之间；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）推移刮板输送机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0.65 m，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15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。4）清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用2台端头支架，机尾采用2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30 m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输送机机头推移困难，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。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。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8 m2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4 m/min左右。（3）破碎机锤头高度保持在150 200 mm之间。（4）机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。工作面及区段巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面30 m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。6.1.9 回采工作面正规循环作业1）综采工作面生产组织劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、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。工作面采用综采放顶煤，割煤高度2.5 m放煤高度5.7 m，循环进度为0.65 m两刀一放单轮间隔放顶煤，循环进度1.3 m，每日二循环。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“四六”制作业，三采一准，三班割煤、放煤、一班检修，均执行现场交接班制，每班有效工时为6个小时。组织方式为分段追机作业。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6-1-10。2）技术经济指标循环产量按下列公式计算： Q LSMPC （6-5）式中：Q循环产量，t； L工作面倾斜长度，m；S循环进尺，1.3 m； M采高，8.2 m；P煤的容重，1.40 t/m3 ；C工作面可采范围内回采率，85；则循环产量：Q=2001.38.21.400.85 =2537.08 t 日产量 ：Q日循环数=2537.082 = 5074.16 t表6-1-10 劳动组织配备表序号项 目班 次定 员生产一班生产二班检 修 班生产三班1采 煤 机 司 机222282移架推输送机工222283刮板输送机司机111144转 载 机 司 机111145泵 站 司 机111146皮带输送机司机33123217端 头 维 护 工2232138清 煤 工220269班 长2222810验 收 员1101311电 工11316合 计19192719843）工作面成本（1）工作面工人效率=工作面日产量/在册人数 =5074.16/84 =60.41（t/工）（2）工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。设备折旧费C1设备折旧费C1=（固定资产原值总和-设备残值）/（使用年限）各种设备的年折旧费见表6-1-11。工资C2工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。人均工资每工200元，工效为60.41 t/工，工资费C2为：C2=200/60.41 =3.31（元/t）材料费C3表6-1-10 设备年折旧费用表设备名称型 号数目折旧费（元/t）基本支架ZFS6200/18/351300.736端头支架ZTF6500/19/3260.450采煤机SL30010.236前刮板输送机SGZ-800/63010.578后刮板输送机SGZ-800/50010.578刮板转载机SZZ830/25010.546破碎机PCM15010.614可伸缩带式输送机SSJ-1200/225020.161乳化液泵EHP-3K20040.134采煤机喷雾泵EHP-3K30020.132隔爆移动变电站KSGBY-1250/6/11410.163单体液压支柱DZ-28/DZ-352460.104合计-95.22材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其它材料费用，综采面材料费C3一般为8.0元/t。电费C4a、动力用电消耗动力电耗电机容量总和循环开动小时数负荷系数/循环产量循环开动小时数取1.7 h。电机总容量6800 kW。吨煤动力用电消耗680011.70.9/2144.155.72 kWh/t。b、照明用电消耗照明用电消耗照明用电总功率循环照明小时数/循环产量照明用电消耗总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取200 kW。吨煤照明用电消耗2003/1818.20.33 kWh/t。表6-1-12 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采煤厚度m8.23煤层倾角（）204煤容重t/m31.405割煤高度m2.56放煤高度m5.77煤层容重t/m31.408采放比2.289循环进度m1.310日循环个数个211吨煤成本元11012月产量t15220013日产量t5074.1614月推进度m7815可采期a2.3816日出勤人数个8417直接工效t/工60.4118回采率%8519工作制度-“四六”工作制c、电费总消耗吨煤电费单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗）单价取0.45元/kWh。吨煤电费0.45（5.72+0.33）=2.72 元/t工作面吨煤成本C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费C4 =95.22+3.31+8.00+2.72 =110（元/t）工作面主要技术经济指标见表6-1-12。6.2 回采巷道布置6.2.1 回采巷道布置方式1）布置方式工作面相对瓦斯涌出量0.81 m3/td，绝对瓦斯涌出量2.5 m3/min，生产能力为1.5 Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段运输平巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助运输兼回风。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。2）煤柱尺寸区段平巷采用留5 m小煤柱沿空掘巷，采区两侧边界各留10 m的采区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数1）巷道参数区段、联络巷断面均为5 m宽，3.5 m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，皮带平巷布置1400 mm宽的皮带运煤，运输平巷布置排水管路和动力电缆。图6-2-1 区段运输平巷断面图2）支护各平巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3 m，高为3.65 m，设计掘进断面为和19.35 m2，净断面为17.5 m2。（1）顶板支护锚杆形式和规格：杆体为左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#-M22-L2400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28 mm，锚固长度为1300 mm。钢筋托梁规格：采用16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.8 m，规格型号为16-4800-100-6。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。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。图6-2-2 区段轨道平巷断面图网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1 m。锚杆布置：锚杆排距1 m，每排7根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250 mm。锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度6.8.m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放），两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排2根，排距3 m，间距2.0 m，距帮1.65 m。（2）巷帮支护锚杆形式和规格：平巷煤柱侧为18 mm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2 m，杆尾螺纹为M16，规格型号为18-M16-2000。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690 mm。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1201206 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10。网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050 mm、3.01.1 m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1 m，每帮每排4根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板300mm。起锚高度800 mm，起锚锚杆与水平线成15。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。区段运输平巷和区段回风平巷支护断面图如图6-2-1和6-2-2。7 井下运输7.1 概述7.1.1 井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1-1。表7-1-1 井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位数 量1设计生产能力Mta-11.502工 作 制 度“四六”制3日净提升时间h164年 工 作 日d3305煤层平均厚度m8.26煤层平均倾角（）167煤 的 容 重t/m31.408相对瓦斯涌出量m3/（td）0.819矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性7.1.2 运输距离和货载量区段平巷平均运距2016 m，采区运输上山平均运距369 m，最大运距738 m，大巷运距1074 m，石门运距305 m故从工作面到井底车场的最大运距为4133 m。表7-1-2 采区辅助运输量序 号项 目单 位数 量1运 送 人 员人/班-2材料、设备正 常 生 产t/班52工作面安装、搬家t/d1043工作面支架安 装架/d12搬 迁214工作面设备安 装t/d110搬 家220首采采区内布置一个工作面、两个掘进面即可保产，设计综采放顶煤工作面日产量3345.6 t，掘进面日产量343.22 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；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，其运量见表7-1-2。7.1.3 矿井运输系统1）运输方式（1）运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且运输距离较远，故采用带式输送机运煤。（2）辅助运输：轨道大巷采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-3-1和表7-3-2。工作面所需材料采用1.5 t固定车箱式矿车运输，由多级绞车串接牵引；煤层轨道平巷内铺设轨道，亦采用1.5 t固定车箱式矿车运输。2）运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。（1）运煤系统综放工作面区段运输平巷溜煤眼采区运输上山采区煤仓运输大巷运输石门井底煤仓主井地面。掘进工作面区段运输平巷溜煤眼采区运输上山采区煤仓运输大巷运输石门井底煤仓主井地面。（2）运料系统地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场采区轨道上山区段轨道平巷综放工作面。地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场采区轨道上山区段轨道平巷掘进工作面。（3）人员运送系统地面副井井底车场换乘站轨道石门轨道大巷各个工作地点。（4）排矸系统综放工作面区段轨道平巷采区轨道上山采区下部车场轨道大巷轨道石门井底车场副井地面。井下运输系统如图7-1-1所示。图7-1 矿井运输系统示意图7.2 采区运输设备选择7.2.1 设备选型原则1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机轨道输送机轨道的情况；4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否经济合理等。7.2.2 采区设备的选型1）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前刮板运输机型号为SGZ-800/500；后刮板运输机型号为SGZ-830/630转载机型号为SZZ-830/250；破碎机型号为PCM-150；区段运输平巷和采区运输上山皮带型号为SST。设备技术特征见表7-3。表7-2-1 SST型皮带技术特征项 目单 位技术特征生产能力t/h1500皮带宽度mm1200电压等级V1140带 速m/s3.52）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645.8 t/h，工作面刮板运输机生产能力为1200 t/h，转载机的生产能力为1500 t/h，破碎机通过能力为1500 t/h，平巷皮带通过能力为1500 t/h，采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运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。3）采区上山提升绞车选型（1）提升循环时间T=3.6Tbnq/（kAb） （7-1）式中：T最大提升循环时间，s； Tb每班提升工作小时数，h； n一次提升串车数，辆； q矿车装载质量，kg； Ab最大班提升量，t； k提升不均衡系数，取1.2。T=3.6681500/1.2/551=392（s）（2） 需要的提升速度为： （7-2）式中：L1提升距离，380取 m。=3.13（m/s）。选用直径1.6 m提升绞车，在提升绞车样本上（采矿工程设计手册第3072页）找出相近而较高的速度为3.4 m/s。设计决定选用提升绞车型号：JTB-1.61.2-24，具体参数见表7-2-2。表7-2-2 JTB-1.61.2-24提升绞车规格项 目单 位技术特征卷筒直径m1.6卷筒宽度m1.2最大静张力kN45钢丝绳速度m/s3.4钢丝绳直径mm24.5电动机功率kV160电动机转速r/min9907.3 大巷运输设备选择7.3.1 运输大巷设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用综采放顶煤一次采全高综合机械化设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产的最大瞬时出煤能力为827.6 t/h，采区设缓冲煤仓，回采工作面运输平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采取运输上山带式输送机搭接，煤经采区煤仓在大巷直接装载到大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿年产1.5 Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备一台宽1000 mm，速度2.5 m/s的可伸缩带式输送机，输送能力1200 t/h，采用YBKST200型电动机。大巷带式输送机的技术特征见表7-5。表7-3-1 SSJ1200/2250型带式输送机技术特征序 号项 目单 位技 术 特 征1输 送 量t/h16002输 送 长 度m14003带 速m/s3.154传 动 滚 筒 直 径mm8305托 辊 直 径mm1336输 送 带 类 型阻燃输送带7输 送 带 宽 度mm12008储 带 长 度m1009机 尾 搭 接 长 度m1810机 尾 搭 接 处 轨 距mm1635/174011机头外形尺寸（宽高）mm3070207012机尾外形尺寸（宽高）mm9310128013电 动 机 功 率kW225014质 量t19415制 造 厂 家淮南煤矿机械厂制造7.3.2 辅助运输大巷设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-3-2和表7-3-3。表7-3-2 MG1.7-6A 型1.5吨固定厢式矿车项 目单位技术特征容 积m31.7装 载 量t1.5最大装载量t2.7轨 距mm600轴 距mm750外型尺寸mm240010501200质 量kg718表7-3-3 ZK10-6/550型直流架线式电机车项 目单位技术特征粘 着 质 量t10轨 距mm600最小曲率半径m7受电器高度mm18002200固 定 轴 距mm1100主动轮直径mm680连接器距轨面高度mm270外 型 尺 寸mm450010601550制 动 方 式-电阻机械小时制牵引力N15092速度小 时 制km/h11最 大km/h25电动机型 号-ZQ24额定电压V550小时制功率kw24台 数台28 矿井提升8.1 概述本设计矿井井型为1.5 Mt/a，服务年限56.3 a，自然标高在+30 +34 m之间。煤层的埋藏深度为-380 -1000 m，倾斜长度平均3.2 km，走向长度平均6 km。矿井工作制度为“四六制”，提升设备年工作日为330 d，日工作小时数为16 h。设计为立井两水平-700 m和-1000 m开拓。主井采用一套12 t双箕斗和一套12 t单箕斗带平衡锤提煤，副井采用罐笼提升。井下运输大巷采用钢丝绳强力皮带运输，辅助运输采用架线式电机车牵引小矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型电机车，小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险。本矿井主井采用箕斗提升，主要用于提煤，副井采用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用。8.2 主副井提升8.2.1 主井提升1）设备选型（1）箕斗矿井设计生产能力1.5 Mt/a，属于大型矿井，矿井生产的全部煤炭均由主井箕斗提升至地面。主井长度518 m，装备一套12 t双箕斗和一套12 t单箕斗带平衡锤，主井箕斗的技术特征见表8-2-1。（2）提升机井筒装备3.5 m绳塔式摩擦轮提升机两套，由德国SIEMAG公司提供，主要电控设备由瑞典ABB公司提供（主变压器，励磁变压器及高压开关柜），每台电机功率2600 kW，12脉动交-交变频供电，全数字计算控制体统，提升机主要特征见表8-2-2。（3）装载系统设有一个井底煤仓，总容量为874 t。煤仓下装有两台KS-18/15型防爆往复式定量仓结构。两套测重装置随同提升机、电控设备同时引进。煤炭通过给煤机及装载胶带输送机至装载设备定量仓，经称重后，由气动操作闸门和分配溜槽翻板交替，向两个箕斗内装煤。表8-2-1 JDG121906Y型箕斗技术特征表序 号项目单 位技 术 特 征1名义载重量t122有效容积m313.23最大终端载荷kN5404尾绳悬挂装置最大允许载荷kN3305最大提升高度m14006箕斗自重t13.37主要尺寸Amm2300Bmm1300Cmm1600Dmm8308刚性罐道断面宽度bmm180断面宽度b1mm180间 距 k1mm1430间 距 k2mm2400表8-2-2 主提升机特征井筒提升机形式型号最大张力/ t功率/ kW电力形式最大提速/ ms-1产地主井塔式摩擦轮3.56217.42600交-交10.1德国（4）装卸台箕斗卸载采用先进的外动力，底卸式扇形闸门结构，具有改善井塔内套架的受力，缩短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应4个箕斗分别安装有4套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗闸门的活动舌板，闸门的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制，箕斗扇形闸门的每一个开闭气缸均采用双路井排气系统，以尽可能提高闸门开闭气缸的动作速度，减少卸载休止时间，同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗煤仓容量160 t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。（5）提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIEMAG公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳六根，左右捻各三根。每根长度670 m，单位重量5.02 kg/m，钢丝直径为35 mm，抗拉强度为1670 N/mm2，每根主绳破断力总和845 kN。尾绳选用849-15526-I-镀锌扁钢丝绳三根，每根长度670 m，单位重量10.13 kg/m，抗拉强度1375 N/mm2表8-2-3 主井提升钢丝绳参数种类主绳尾绳型 号单位三角股镀锌849-15526-I直径mm3515526单位重量kg/m5.0210.13抗拉强度N/mm216701375每根绳总破断力kN845723根数根632）提升能力验算矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：（1）提升高度 H=HS+HZ+HX （8-1）式中：H提升高度，m； HS矿井深度，488 m；HZ装载高度，30 m；HX卸载高度，20 m。 H=488+30+20 =538（m）（2）经济提升速度 Vm=0.4H0.5 （8-2）式中：Vm经济提升速度，m/s。 Vm=9.28（m/s）（3） 一次提升循环估算时间 TX=Vm/a+H/Vm+t （8-3）式中：TX一次提升循环估算时间，s；a初估加速度，取0.8 m/s2；t装卸载时间，取30 s。 TX=9.28/0.8+538/9.28+30 =99.57（s）（4） 小时提升次数 Ns=3600/TX （8-4）式中：Ns小时提升次数。 Ns=3600/99.57 =36（次）（5） 小时提升量 As=Anccr/（BnTv） （8-5）式中：As小时提升量，t；An设计年产量，1.8 Mt/a；c提升不均衡系数，1.3；cr提升备用系数，1.3；Bn年工作日，330 d；Tv日提升时间，16 h。As=1.81000001.31.3/（33016） =576.16（t）（6） 一次合理提升量 Q=As/（236） （8-6）式中：Q一次合理提升量，t；2两套提升设备。Q=576.16/（2Ns） =8.0（t）表8-2-4 提升参数提升高度/（m）提升速度（m/s）一次提升时间（s）每小时提升次数每小时提升量（t）一次合理提升量（t）5189.2899.5736576.168.0提升参数见表8-2-4，所选箕斗提升容量为12t，所以能够满足矿井生产的需要。8.2.2 副井提升1）罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副井长度503 m，装备一对3 t矿车双层单车罐笼带平衡锤。罐笼的技术特征见表8-2-5。2）提升机选用德国SIEMAG公司两套44绳落地式摩擦轮提升机，每台电机功率为1250 kW，47.75 rpm，交流低速同步电动机，提升机主要特征见表8-2-6。3）提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIEMAG公司配套供货，尾绳选用国产钢丝绳。表8-2-5 罐笼技术特征表序 号项目单 位技 术 特 征1进出车方式双侧2罐道布置方式双侧、钢罐道钢轨规格kgm-138间 距 （C）mm15903主要尺寸Amm4000Bmm1460Cmm860Dmm7954罐 笼 自 重t5.8085允 许 乘 载 人 数人566最 大 终 端 载 荷t15.2表8-2-6 主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/（t）功率/（kW）电力形式最大提速/（m/s）产地副井落地摩擦轮441721250交-交10德国表8-2-7 副井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌8419-17828直径（mm）4217828单位重量（kg/m）7.515.05抗拉强度（N/mm2）16701372每根绳总破断力（kN）1289-根数42安全系数大件10.31-矸石物料11.63-人员14.92-9 矿井通风及安全技术9.1 矿井通风系统选择根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行方案，通过优化和技术经济比较后确定矿井通风系统。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生火灾事故后，所选择的通风系统能将火灾控制在最小范围，并能迅速恢复生产。根据本矿实际情况，本矿前期采用中央边界式通风，后期采用中央并列式通风，在井田边界设回风井。9.1.1 矿井基本概况煤矿位于煤矿位于淮北平原西部，面积约19.2 km2，地处平原，地面标高约+30 +34 m。本矿煤层地质条件中等简单，适合机械化采煤，矿井采用走向长壁综采放顶煤一次采全高方式开采。本矿设计生产能力为1.5 Mt/a，服务年限56.3 a。全区主要可采煤层为8煤，煤层平均厚度8.2 m，倾角为14 22，平均16，属于缓倾斜煤层。采用立井两水平开拓方式。煤层硬度系数f2.3，煤质属于低硫低磷中灰分，工业牌号为JM（31）。本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为0.81 m3/（td），瓦斯绝对涌出量为2.5 m3/min，煤尘具有爆炸危险性。矿井地温小于28 C，属于正常地温范围。煤层不易自燃。矿井设计生产能力按年工作日330 d计算，每天净提升时间宜为16小时。矿井工作制度，实行“四六制”，井下同时作业的最多人数为180人，综采面同时工作最多人数40人。9.1.2 矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井必须有完整的独立通风系统；（2）至少要有两个通地面的安全出口；（3）风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方；（4）斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼做风井，如果兼做风井使用，必须采区措施，满足安全要求；（5）风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应当接近，当通风机之间的风压相差太大时，应减小共用风路风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%；（6）一个生产水平和每一个采区都必须布置回风巷，实行分区通风；（7）下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井总回风巷和主要回风巷中；（8）下充电室必须有单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷；（9）风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.3 矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两个因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。（2）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、中央边界式、两翼对角式和分区对角式这几种通风方式中选择。下面对这几种通风方式的优缺点及适用条件列表比较，见表9-1-1。表9-1-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央边界式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广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。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，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4 km），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结合本矿的实际条件：若采用中央并列式，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。但随着采区逐步向两翼，通风阻力不断增大，且井田走向长度大于8 km，后期通风困难；由于本矿采用采区布置，中央分列式对于中央并列式并无优势，同时由于走向长度过大的原因，此方式并不适合；采用两翼对角式，能够满足矿井通风要求，但要占用很大的保护煤柱，煤柱损失大，且在地表要占用大量耕地，后期通风困难。井田地处平原，且埋藏并不算浅，所以不适合用分区对角式。本矿属于低瓦斯矿井，考虑到井田范围广，设计生产能力大，为了早出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，在本设计第四章开拓方案比较中已经考虑了全矿的通风方式，也作了详细的经济比较，按照开拓设计方案，确定本矿通风方式为：初期采用中央边界式通风，后期采用中央并列式通风，边界风井建在井田边界之外，这样可节省投资和减少煤柱损失。风井具体位置见开拓平面图。9.1.4 矿井主要通风机工作方式的确定煤矿主要通风机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：（1）抽出式通风机使井下风流处于负压状态，当一旦通风机因故停上运转时，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；（2）压入式通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）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。（4）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，同时使通过通风机的一部分风流短路，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。（5）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。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，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、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井瓦斯涌出量大，需风量也大，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。9.1.5 采区通风系统的要求（1）采区通风总要求能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；漏风少；风流的稳定性高；有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；有较好的气候条件；安全经济合理技术。（2）采区通风的基本要求每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；煤层倾角大于12时，不能采用下行风；回采工作面的风速不得低于1 m/s；工作面回风流中沼气浓度不得超过1；必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；9.1.6工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：（1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；（2）上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；（3）上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；（4）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；（5）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；（6）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；（7）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用采区式布置，工作面缓倾斜，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.1.7 回采工作面进回风巷道的布置工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可分为U型、Y型、W型、Z型等通风方式，其中U型应用最为广泛。“U”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，风流系统简单，漏风量小。但风流线路长，变化大，工作面隅角易积聚瓦斯。这种通风方式如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求即可采用。“Y”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽同时进风，可以稀释回风流中的瓦斯，防止工作面隅角积聚瓦斯，改善了回风巷的气象条件。但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“Z”型通风系统，工作面采用前进式或沿倾斜方向回采。回风巷在煤体前方维护，须预先掘进，上、下顺槽同时进风，在相同风速下，风量可增大一倍；但进风巷在采空区内维护，密封不好，漏风量大。“W”型通风系统，工作面采用后退式回采。进、回风巷均在煤体中维护，工作面通过风量大，有利于工作面降温和排除瓦斯。根据以上的对比并结合本矿井的实际，工作面采用“U”型通风方式，并采用“一进一回”的方式，即，工作面两侧分别布置一条平巷。9.2 矿井风量计算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。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分配风量前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。9.2.1 回采工作面风量计算煤矿安全规程规定：采区回风道，采掘工作面回风道风流中沼气和二氧化碳浓度不得超过1；采掘工作面的温度不得超过26。回采工作面需风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，然后取其中的最大值。（1）按瓦斯涌出量计算Qa = 100qaKa （9-1）式中 Qa回采工作面需风量，m3/min；qa 回采工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Ka瓦斯涌出不均衡备用风量系数，通常机采面可取Ka = 1.21.6，此处取1.5。而qa = qgAd = 0.815074.16/（6024） = 2.85（m3/min），其中，qg表示工作面瓦斯相对涌出量，Ad为工作面日产量。则，Qa = 1002.851.5 = 427.5（m3/min）（2）按工作面温度计算采煤工作面应具有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合下列要求，见表9-2-1。表9-2-1 回采工作面空气温度与风速对应表工作面温/1515181820202323262628工作面/ms-10.30.50.50.80.81.01.01.51.51.82.02.5长壁工作面实际需要风量按下式计算：Qa = 60VaSa （9-2）式中 Va回采工作面风速，查表9-2-1取值为1.8 m/s；Sa 回采工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，此处取15 m2。所以，Qa = 601.615 = 1440（m3/min）（3）按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qa = 4N （9-3）式中 4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；N回采工作面同时工作的最多人数，取40人。故Qa = 440 = 160（m3/min）由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qa = 1296（m3/min）（4）按风速进行验算根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算。每个回采面：Qmin0.2560Sa，m3/min （9-4）Qmax460Sa，m3/min （9-5）式中 Sa回采工作面的平均断面积m2。所以，180 m3/min Qa 2880 m3/min由风速验算可知，Qa = 1440 m3/min符合风速要求。9.2.2 掘进工作面风量计算掘进通风的基本要求：掘进巷道应采用矿井全压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风。瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯突出矿井中，煤层的掘进工作面应安设瓦斯自动检测报警短电设置。局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距回风口不得小于10 m。局部通风机或湿式除尘器的吸入风量必须小于全风压供给该处的风量，以免发生循环风。岩巷的掘进通风方式可以采用压入式，也可以采用混合式。煤巷、半煤岩巷的掘进通风方式一般都采用压入式。煤矿安全规程规定掘进巷道应采用全风压通风或局部通风机通风，禁止采用扩散通风。若掘进工作面距风道不超过6 m，工作面风流中沼气和二氧化碳的浓度不超过0.5%时，可采用扩散通风。实际生产中，大多数矿井都是根据掘进巷道断面的大小、送风距离、煤岩巷以及瓦斯涌出量情况等因素，配备一定能力型号的局部通风机，对掘进通风量计算有一定困难，因此可参考经验值取掘进工作面需供风量。各掘进工作面所需风量计算如下：（1）按瓦斯涌出量计算根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即：Qa = 100qaKa （9-6）式中 Qa掘进工作面实际需风量，m3/min；qa 掘进工作面瓦斯平均绝对涌出量，m3/min；Ka掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Ka = 1.5。掘进工作面日产量：5074.1610% = 507.42（t）；则，qa = 507.420.77/（6024） = 0.29（m3/min）所以，Qa = 1000.291.5 = 43.5（m3/min） 取：Qa = 50（m3/min）（2）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qa = 4N （9-7）式中 4每人每分钟供给4 m3的规定风量，m3/min；N掘进工作面同时工作的最多人数，取70人。故Qa = 470 = 280（m3/min）由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：Qa = 280（m3/min）9.2.3 硐室需风量本矿井需独立通风的硐室所需风量根据煤炭安全规程相关规定取值如下：中央变电所：Q中 = 80 m3/min主排水泵房：Q排 = 160 m3/min采区绞车房：Q绞 = 80 m3/min 火药库： Q火 = 100 m3/min采区变电所：Q变 = 80 m3/min则，各硐室所需风量总和为： Q硐 = 80+160+280+100+80 = 580（m3/min）9.2.4 其它巷道风量计算其它巷道所需风量由下式计算：Qd 600.25S4 （9-8）式中 S其它巷道平均断面面积，取S = 12.5 m2；Qd 600.2512.54 = 750（m3/min）9.2.5 矿井总风量计算（1）通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期是东一采区首采工作面正常回采期间，困难时期是东一采区与东三采区工作面接替时期，在本设计中将东三采区第一个达产工作面回采期间作为困难时期。通风容易时期：东一采区有一个回采工作面、两个掘进工作面。通风困难时期：东三采区有一个回采工作面、两个掘进工作面，增加一个岩巷掘进工作面。（2）根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量Q按下式计算：Q = K（Q采+Q掘Q硐Q其它） （9-9）式中 K 风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取K=1.21.25取K = 1.2；Q采回采工作面所需风量，m3/min；Q掘掘进面所需风量，m3/min；Q硐硐室所需风量，m3/min；Q其它其它巷道所需风量，m3/min；则 Qmax = 1.2（1440+2802+580+750） = 3996（m3/min） Qmin = 1.2（1440+2803+580+750） = 4332（m3/min）9.2.6 风量分配煤矿安全规程规定，矿井需要风量按下列要求分别计算并取最大值：按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给的风量不得少于4 m3/min；生产矿井的风量应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和进行计算，各地点的实际需风量使回风流中的瓦斯、二氧化碳、氮气和其它有害气体的浓度以及风速、温度必须符合规程规定。（1）回采工作面风量分配考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，因此工作面进风平巷的风量取工作面风量的1.2倍，即：Q进 = 1.21440 = 1728（m3/min）（2）其它用风地点风量分配掘进工作面： Q掘 = 28021.2 = 672（m3/min）中央变电所： Q中 = 801.2 = 96（m3/min）主排水泵房： Q排 = 1601.2 = 192（m3/min）采区绞车房： Q绞 = 8021.2 = 192（m3/min）采区变电所： Q变 = 801.2 = 96（m3/min）火药库： Q火 = 1001.2 = 120（m3/min）其它巷道： Q其他= 7501.2 =900（m3/min）经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。（3）风量验算煤矿安全规程规定的煤矿主要巷道允许风速值见表9-2-2，井巷风速验算结果见表9-2-3。表9-2-2 各巷道允许的风速值序号井 巷 名 称允许风速（m/s）最低最高1无提升设备的风井和风硐152升降人员和物料的井筒83主要进、回风巷84运 输 大 巷85输送机巷道，采区进、回风巷0.2566回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254表9-2-3 井巷风速粗略验算表巷道名称通过风量（m3/min）有效断面积（m2）巷道风速（m/s）风速验算副立井433240.71.778 符合井底车场433212.45.828 符合采区下部车场373212.45.026 符合轨道上山373212.45.026 符合区段运输平巷172817.51.656 符合回采工作面144015.01.604 符合区段回风平巷172817.51.656 符合运输上山414013.25.236 符合回风石门433215.54.668 符合边界风井433228.32.5515 符合9.2.7 通风构筑物为了保证矿井通风系统风流的稳定，在巷道内设有一系列构筑物，用来控制风流的流动和风量的大小，矿井内设置的主要构筑物如下：（1）风门：设置在上山的甩车道和绕道两侧，阻止新鲜风流进入回风流中的一组构筑物。（2）风窗：设置在采区绞车房、变电所、爆破材料库、检修硐室等硐室的回风道中，控制风量大小的通风构筑物。（3）密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中，阻止风流进入的通风构筑物。9.3 全矿通风阻力计算9.3.1 矿井通风总阻力计算原则矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。计算时应遵循以下原则：（1）进行矿井通风总阻力计算，应考虑矿井达到设计产量时，主要通风机在服务期限内，既能克服通风困难时期的阻力，又能保证矿井在容易时期通风机的效率不低于70%，所以必须计算这两个时期的总阻力。（2）确定矿井通风容易和困难时期。一般情况下，矿井投产刚达到设计产量时，主要通风机所服务的这个时期为容易时期；主要通风机服务期限内的后期为困难时期。（3）如果矿井服务年限长，则只计算投产后0 25年内通风容易和困难时期的井巷通风阻力。（4）矿井通风的总阻力不应超过2940 Pa。（5）矿井井巷的局部阻力，新建矿井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。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.3.2 确定矿井通风容易和困难时期本矿井采用两翼对角式通风。根据煤炭安全生产规程的要求，只需将头15-25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。东一采区和东三采区两个采区的储量大约可以保证25年的生产，于是将它作为风井和所选风机的服务范围。通风容易时期为东一采区8101工作面布置完成时。通风困难时期为东三采区8301工作面布置完成时。9.3.3 矿井最大阻力路线根据矿井不同时期的通风立体图9-3-1和图9-3-2绘制通风网络图（如图9-3-3和图9-3-4），并由此得出各时期最大阻力路线：1）通风容易时期：地面1副井3井底车场4轨道大巷5轨道上山7区段进风斜巷11采区上部车场12回风石门13边界风井地面2）通风困难时期：地面1副井3井底车场4轨道大巷5轨道上山6区段进风斜巷9采区变电所11区段进风斜巷13采区上部车场14回风石门15边界风井地面图9-3-1 矿井通风容易时期立体图图9-3-2 矿井通风困难时期立体图图9-3-3 矿井通风容易时期网络图 图9-3-4 矿井通风困难时期网络图9.3.4 矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：hfr = aLUQ2/S3 （9-11）式中 hfr巷道摩檫阻力，Pa；a 各巷道的摩擦阻力系数，Ns2/m4；L 井巷的长度，m；U巷道的断面周长，m；S井巷净断面积，m2；Q分配给井巷的风量，m3/s。容易时期和困难时期通风阻力计算见表9-3-1和9-3-2。表9-3-1 通风容易时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m-2Q/m3s-1hfr/Pav/ms-11副井混凝土35074122.640.766.638.561.642井底车场砖砌碹70.0100013.812.466.6224.735.373轨道石门锚喷70.032015.015.561.834.463.994轨道大巷锚喷70.0101715.015.561.8109.523.995采区下部车场锚喷70.07013.212.444.86.814.826采区轨道上山锚喷90.063513.212.444.879.413.617区段运输平巷锚网150208217.017.528.882.171.658综放工作面液压支架22021018.015.024.014.191.149区段轨道平巷锚网150208217.017.528.882.171.1410采区上部车场锚喷70.06213.813.263.410.474.811采区运输上山锚喷90.010013.813.263.421.714.812回风石门锚喷70.026113.813.266.648.625.0513风井混凝土35042418.828.366.654.602.3514合计807.41表9-3-2 通风容易时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m-2Q/m3s-1hfr/Pav/ms-11副井混凝土35074122.640.772.245.321.772井底车场砖砌碹70.0100013.812.472.2264.115.823轨道石门锚喷70.032015.015.567.440.994.354轨道大巷锚喷70.0101715.015.567.4140.514.355采区下部车场锚喷70.07013.212.450.48.624.066采区轨道上山锚喷90.063513.212.450.4162.074.067区段运输平巷锚网150208217.017.528.872.141.658综放工作面液压支架22021018.015.02414.191.609区段轨道平巷锚网150208217.017.528.872.141.6510采区上部车场锚喷70.06213.813.26912.405.2311采区运输上山锚喷90.010013.813.26925.715.2312回风石门锚喷70.026113.813.272.257.145.4713风井混凝土35042418.828.372.264.172.5514 合 计979.529.3.5 矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：Hfrmin = 1.15hfrmin （9-12）困难时期通风总阻力：Hfrmax = 1.15hfrmax （9-13）式中 1.15为考虑风路上有局部阻力的系数；hfrmin、hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风困难时期的阻力之和。则有 hrmin = 1.15807.41 = 928.52（Pa）hrmax = 1.15979.52= 1126.45（Pa）矿井容易时期和困难时期的总风阻见表9-3-3。表9-3-3 矿井通风总阻力项目容易时期困难时期阻力/Pa928.521126.459.3.6 矿井总风阻及总等积孔矿井通风总风阻计算公式：R = hr/Qf2 （9-14）矿井通风等积孔计算公式：A = 1.1896/R0.5 （9-15）式中 R 矿井风阻，Ns2/m8；hr矿井总阻力，Pa；Qf矿井总风量，m3/s；A 矿井等积孔，m2。带入上面数据即可求出：容易时期：总风阻为：R = hfrmin/Qfmin2 = 0.209（Ns2/m8）总等积孔：Armin = 1.1896/R0.5 = 2.60（m2）困难时期：总风阻为：R = hrmin/Qfmax2 = 0.216（Ns2/m8）总等积孔：Armax = 1.1896/R0.5 = 2.56（m2）由以上计算并对照表9-3-4可以看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2m2，属于通风容易矿井，计算结果汇总表见表9-3-5。表9-3-4 矿井通风难易程度等积孔对照表通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿困难2 m2表9-3-5 矿井风阻和等积孔项目风量/m3s-1总风阻/ Ns2m-8等 积 孔/m2难易程度容 易 时 期66.60.2092.60容易困 难 时 期72.20.2162.56容易9.4 矿井通风设备选型9.4.1 通风机选择的基本原则所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求：（1）选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下一水平通风机的需要。当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电机械的使用年限不宜小于10 a；（2）留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比最大允许使用值小5，离心式通风机的转数一般不大于允许值的90%；（3）通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内；（4）虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。9.4.2 通风机风压的确定1）自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。（1）静压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。H = gH （9-16） 式中： 进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9-4-1所示；H 井筒深度，m。表9-4-1 空气平均密度项目进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=741 m风井深度：Z风井=424 m （注：风井与副井地表相差5 m）高差： Z高差=746-424=325 m冬季空气密度取：进=1.28 kg/m3，出=1.20 kg/m3，平均=1/2（进+出）=1.26 kg/m3冬季自然风压：hna=进gZ副井-平均gZ高差-风井gZ风井=1.289.8741-1.269.8325-1.249.8424=9295.1-4013.1-5152.5= 129.5 Pa夏季空气密度取：进=1.20 kg/m3，出=1.24 kg/m3，平均=1/2（进+出）=1.22 kg/m3夏季自然风压：hna=进gZ副井-平均gZ高差-风井gZ风井=1.209.8741-1.229.8325-1.249.8424=8714.2-3885.7-5152.5= -324 Pa冬季自然风压有利于矿井通风，压力为129.5 Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-324 Pa。2）通风机风压（1）该矿井为抽出式通风，通风容易时期通风机静风压为：Hrsmin = hrmin-hn +h损失 （9-17）式中 hrmin 通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hn 通风容易时期帮助通风的自然风压，hn = 0；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50 Pa。则有 hrsmin = 928.52-129.5+50 =849.02（Pa）（2）通风困难时期，考虑自然风压阻碍通风机通风，通风机静风压为：Hrsmax = hrmax-hn +h损失 （9-18）式中 hrmax 通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；hn 通风困难时期帮助通风的自然风压，hn = 0；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50 Pa。则有 hrsmax = 1126.45+324+50 = 1500.45（Pa）3）通风机实际通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风），通过主要通风机的风量Qf必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算： Qf = 1.1Q （9-19）式中 Qf实际风量，m3/s；Q 风井总风量，m3/s；1.05抽出式矿井通风外部漏风系数。容易时期：Qf = 1.166.6 = 73.3（m3/s）困难时期：Qf = 1.172.2 = 79.4（m3/s）4）通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h = R Q2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：Rrsmin = hrsmin/Qrmin2 = 849.02/73.32 = 0.158（Ns2/m8）困难时期：Rrsmax = hrsmax/Qrmax2 = 1500.45/79.42 = 0.238（Ns2/m8）风机风压与风量的关系：容易时期：hrsmin = RrsminQr2 = 0.158Qf2困难时期：hfsmax = RfsmaxQf2 = 0.238Qf2主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压列入表9-4-2中。表9-4-2 主要通风机工作参数表容易时期困难时期风量/m3s-1风压/Pa风量/m3s-1风压/Pa73.3849.0279.41500.45根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井前后期风机型号均为FBCDZ-10-No.24C型轴流式通风机。该型通风机装置性能曲线如图9-4-1所示，在图上绘制风阻线，并求出风机的实际工况点M1和M2。FBCDZ-10-No.24C型轴流式主要通风机性能参数见表9-4-3。表9-4-3 主要通风机性能参数表型 号通风时期叶片安装角/（）转速 /rmin风压/Pa风量 /m3s效率/（%）输入功率kWFBCDZ-10-No.24C容易4158085073.30.71150.2困难44580150179.40.78175.39.4.3 电动机选型主要通风机选定后，根据各时期的主要通风机输入功率计算出电动机的输出功率，选出电动机。由于Nfmin/ Nfmax = 150.2/175.3 = 0.860.6，即只需选一台电动机，其功率为：Ne = Nfimaxke/e （9-20）式中 Ne 电动机的输出功率，kW；Nfimax 通风机困难时期主要通风机的输入功率，kW；ke 电动机容量备用系数，取1.15； e 电动机效率，取0.92。则：Ne = 175.31.15/0.92 = 202.5（kW）根据以上计算出的功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为TDK99/30-10的同步电动机，其详细参数见表9-4-4。图9-4 主要通风机装置性能曲线表9-4-4 电动机技术参数表型号功率/kW电压/V电流/A转速/rmin-1TDK99/30-10250600029.4600励磁装置参数质量/t生产厂家型号电压/V电流/AKGLF-200/5033.52462.5江西电机厂9.4.4 矿井主要通风设备的要求矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机用。在特殊条件下，作临时使用时，必须报主要通风机管理，制定措施，报省煤炭局批准。（1）主要通风机必须安装在地面，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%；（2）主要通风机必须保证经常运转；（3）主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通风机和一部备用电动机。备用通风机或备用电动机和配套通风机，必须能在10 min内开动。（4）装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；（5）主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准； （6）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，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风设备；（7）回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串联通风必须符合煤炭安全规程第117条有关规定；（8）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；9.4.5 对反风、风硐的要求为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时的有害气体不进入工作面，危及井下工人的生命安全，我国规程规定要求在10 min内能把矿井风流反转过来，而且要求风量不小于正常风量的60。本设计采用反风道反风，即在出风井另开反风道，安装反风装置。能够保证安全可靠，满足反风的时间和风量要求。9.5 防止特殊灾害的安全措施9.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）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。（2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积骤瓦斯的地点，必须及时处理。（3）掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。（4）掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。（5）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。（6）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。（7）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。（8）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。（9）煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个装煤站应进行喷雾洒水。9.5.2 预防井下火灾的措施（1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。（2）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。（3）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。（4）二阻化剂防火：根据化验与实践，本矿各煤层均属自然发火煤层，自然发火期为68个月。据平顶山现有生产矿发火都是在工作面停采以后，在停采线或采线附近着火。针对以上情况。丁组煤层虽厚但一次采空。故仅对停采线附近喷洒阻化剂进行防火。对于其它厚煤层考虑黄泥灌浆。9.5.3 防水措施1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、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。（1）接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；（2）接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；（3）接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；（4）打开隔离煤柱放水时；（5）接近有出水可能的钻孔时；（6）接近有水或稀泥的灌泥区时；（7）底板原始导水裂隙有透水危险时；（8）接近其它可能出水地区时。10 设计矿井基本技术经济指标表10-1 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-J(31)2可采煤层数目层33主采煤层厚度m8.24煤 层 倾 角()14225矿井工业储量Mt172.09矿井可采储量Mt109.736矿井年工作日数d330日采煤班数班37矿井年生产能力Mt/a1.50矿井日生产能力t/d5074.168矿井服务年限a56.39矿井第一水平服务年限a27.410井田走向长度km6.0井田倾斜长度km3.211瓦 斯 等 级-低瓦斯相对涌出量m3/t0.8112通风方式前期-中央边界式通风方式后期-中央并列式13矿井正常涌水量m3/h260矿井最大涌水量m3/h28014开 拓 方 式-立井两水平暗斜井延伸15第一水平标高m-700最终水平标高m-100016生产的工作面数目个1备用的工作面数目个017采煤工作面年进度m93618移交时井巷工程量m4238达产时井巷工程量m806519开拓掘进队数个320大巷运输方式-矿车21矿 车 类 型-1.5 t固定箱式矿车22电机车类型台数直流架线式电机车23设计煤层采煤方法-走向长壁采煤法24工作面长度m200工作面推进度m/月78工作面坑木消耗量m3/kt1工作面效率t/工60.41工作面成本元/t110沿空留巷围岩控制技术研究摘要：沿空留巷技术是我国采煤技术的一次重大技术变革,可提高煤炭资源的回采率,降低巷道的掘进率,使采掘接替合理。开采高瓦斯煤层工作面采用沿空留巷“Y”型通风方式,解决了工作面上隅角瓦斯积聚与超限问题。巷内支护采用主动支护，巷旁墙体的力学性能与沿空留巷围岩变形相适应是沿空留巷技术的关键，结合当前理论研究发现，巷内采用锚杆支护，巷旁运用高水材料充填可取得良好效果。关键词：沿空留巷；锚杆支护；巷旁充填1 绪论随着人类对煤炭需求量的日益增加，开采规模不断扩大，浅部易采的煤炭资源日趋枯竭，地下矿山向深部开采是必然趋势。目前我国己有一些千米深井，孙村煤矿目前平均采深1055 m，最深的沈阳矿务局彩屯矿达1449 m，开滦矿务局赵各庄矿达1160 m，一些老矿区，特别是东部矿区的部分矿井己进入深部开采，安徽淮南的谢桥、张集、丁集、顾桥、刘庄及望峰岗等矿井也己进入深部开采。我国煤矿平均采深以9-12 m/a左右的速度递增，预测今后10-20 a内我国很多煤矿将进入到1000-1500 m深度。在我国煤炭资源埋深在1000 m以下的为2.95万亿t，占煤炭资源总量的53 %。这使得深部开采成了未来采矿业发展的必然趋势。1.1 问题的提出及研究意义深部开采必然带来新的问题。深部的岩体处于的“三高”状态，即高地应力、高温、高孔隙水压力。这必然会随采动或掘进的进行导致一系列的工程响应，如:煤与瓦斯突出、顶板垮落、底板突水等，致使巷道变形严重，从而严重影响生产效率和生命安全。随着矿山开采逐步向深部拓展，煤与瓦斯突出发生的频度和强度都逐渐增大，国有煤矿自然灾害较重。瓦斯、水、火是我国煤矿的主要灾害。原国有重点煤矿中高瓦斯矿井占26.8%，煤与瓦斯突出矿井占17.6%，除山东、内蒙古的大部分矿区为低瓦斯矿井外，其他地区的瓦斯普遍较高，并有相当一部分煤矿瓦斯涌出量大，突出次数多，强度大。近十几年来，我国煤矿的开采技术条件发生了很大变化。一是煤矿的客观地质条件和灾害条件发生了很大变化，煤炭大量开采使井下开采深度迅速增加，己经出现了千米深井，开采深度普遍在500 m以上;二是随着开采深度的增加煤层沼气含量、煤和瓦斯突出增加;三是随着开采深度增加造成应力增大，甚至出现冲击地压的危险性急剧增加。这三个客观问题，已成为准备巷道提高掘进速度的主要抑制因素，同时也使回采工作面巷道变形严重。维护巷道造成人财物的大量浪费，生产受到不良影响。从主观上讲，市场经济对企业提出了如何提高经济效益少留或不留煤柱，并实现安全开采的要求。传统的U型通风方式无法解决深部采煤工作面上隅角瓦斯超限问题，随着开采深度的增加，高瓦斯煤层群采煤工作面的瓦斯涌出量将显著增大。Y型通风方式是两进一回的通风系统，即采煤工作面的上、下巷都进风，而其中的副进风巷在采空区一段则变成回风巷，并由巷旁充填支护，见图1。图1-1 Y型通风工作面通风示意图它与U型通风系统相比，不仅从根本上解决了上隅角瓦斯积聚难题。而且运煤、运料设备、供电、供水等管线都在新风中，而回风巷内既无电缆、轨道，也无管路，成为专用回风巷，这样就大大提高了安全性。同时，采煤工作面机电设备散热和采空区氧化热直接进入专用回风巷，工作面两进风巷均处于进风系统，对高温采煤工作面具有明显的降温作用，同时随着科技的发展对瓦斯（煤层气）的集中抽采利用又提出了一种新的洁净能源利用方式。Y型通风在深部开采势在必行。深井沿空留巷必然会给巷道支护带来一系列的问题，如地压增大，巷道压力大，其围岩变形量显著增大，支护物损坏严重，巷道翻修量剧增，巷道维护变得异常困难，深井回采巷道因围岩属性较差且受采动强烈影响，其围岩控制要比一般地下巷道困难，而其深井沿空留巷难度更大，因为沿空留巷与回采巷道不同，其巷道的一侧帮为煤体，另一侧帮为巷旁支护体，属大变形围岩，同时，还必须承受掘进和两次强烈的采动产生的叠加应力的影响，矿压显现剧烈。巷道变形收缩量大，而通过从根本上改变围岩应力来控制减小这种变化又是不可能的。构建合理的沿空留巷受力模型，确定合理的巷内支护和巷旁支护形式，并对充填体强度进行了分析，使支护体能适应深井沿空留巷围岩剧烈活动规律的要求，以推动沿空留巷技术更广泛的应用，本论文对我国深部矿井实现Y型通风方式、治理工作面瓦斯超限难题、提高煤炭采出率和减少巷道掘进量具有一定的理论意义及实际应用价值，深井沿空留巷技术的发展，必将带来巨大的社会、经济效益，具有很好的推广应用前景。1.2 国外沿空留巷技术研究的现状世界一些主要产煤国家为了达到少掘巷道、增加煤炭资源回收率、增加生产的连续性、提高矿井的经济效益的目的，而采用往复式“Z”形开采，前进式和后退式的工作面沿空留巷方法以实现无煤柱开采。对沿空留巷的矿压显现、适用条件、合理支护形式及新型支护材料等都进行了大量研究。在这方面做得较多的是德国、英国、波兰等国家。俄罗斯在应用沿空留巷技术方面做了大量的研究工作，在理论上，通过对顶板分类的研究，提出了一些分类方案，并指出了各类顶板下应用沿空留巷的可行性，对留巷维护中有关的参数提出了理论计算方法或经验公式，并对留巷过程中采深和岩性不同时围岩移近量的方法进行了研究;在实验室中，利用相似模拟实验研究了沿空留巷的矿压显现特点，并进行了有关材料特性、支架强度和可缩性的研究;在现场，对许多专门为沿空留巷设计的支架进行了试验，并结合理论分析和实验室研究进行了各种实测工作，据报导，至1993年，俄罗斯无煤柱开采产量占80%，对不同矿区变动在60% - 90%之间，在各种无煤柱护巷方式中，应用最广的是沿空留巷，占65%。德国无煤柱开采多为沿空留巷，过去其传统的巷旁支护多采用木垛、研石带等，60年代末德国根据本国资源特点，研究成功了采用石膏、飞灰加硅酸盐水泥、研石加胶结料等低水材料作为巷旁充填，有效地减少了重型支架和巷道的变形，从而实现14-18 m，断面巷道第二次利用，且不需修理，取得了良好经济效益。目前，该国有1/2-2/3的沿空留巷采用这项技术。而且，德国在埋深800-1000m的煤层开采中成功地运用了沿空留巷技术，并通过实测得出了预计留巷移近量的经验公式。英国煤层普遍较薄，多用沿空留巷，巷旁支护多采用研石带，并研制出了研石带机械化砌筑装置。同时，在提高研石带强度方面进行了不少探索，研制成功不同胶结物的胶结研石带。英国1979年在井下试验成功了高水材料巷旁充填，随后有了迅速的发展，高水材料充填己占全英巷旁充填的90%左右。英国南威尔斯大学斯麦脱（Smart）于1982年提出的岩梁倾斜理论。该理论认为巷旁支护对巷道基本顶起控制作用，主张用控制巷道煤柱侧和巷旁支护侧的顶板下沉量，即控制顶板倾斜度的方法作为设计巷旁支护工作阻力和可缩量的依据。1.3 国内沿空留巷技术研究的现状根据沿空留巷巷内和巷旁支护方式，我国沿空留巷技术的发展历程，大致可分为以下四个阶段：第一阶段，20世纪50年代起，在煤厚1.5 m以下的煤层中尝试着用研石墙作巷旁支护，巷内主要采用木棚支护，其存在着研石的沉缩量大、巷内支架变形严重、维护工作量大、工人垒砌研石的工效低、劳动强度大、安全性差等问题，其应用范围受到极大限制。第二阶段，20世纪60年代至70年代，在1.5-2.5 m厚的煤层中应用密集支柱、木垛、研石带、砌块等作为巷旁支护，巷内多采用木棚、工字钢梯形支架支护，沿空留巷取得了一定成功，并得到了一定程度的应用。第三阶段，20世纪80年代至90年代，在大力推行综合机械化采煤后，随着采高不断增大，我国煤矿工作者在引进、吸收国外的沿空留巷技术的基础上，发展了巷旁充填护巷技术，巷内多采用U型钢可缩性金属支架。90年代初期，沿空留巷理论与技术有了较大的发展，但由于巷内支护大多为被动支护，加之巷旁充填技术还不完善，其支护技术难以适应大断面沿空留巷的要求，在90年代中后期，沿空留巷技术应用范围又呈减少趋势。第四阶段，21世纪以来，随着锚网索支护技术的推广应用和巷旁充填技术的不断完善，我国有些学者在厚煤层综放工作面进行了沿空留巷技术试验研究:如潞安矿务局常村煤矿S2-6综放工作面，巷内采用锚梁网索联合支护，巷旁支护运用高水材料充填加上空间锚栓加固网技术，进行综放大断面沿空留巷试验，并取得初步成功。孙恒虎教授等根据煤层顶板特征和弹塑性力学的有关理论，将长壁工作面沿空留巷的煤层顶板简化成了层间结合力忽略不计的矩形“叠加层板”，认为沿空留巷支护载荷只与短支承边界的载荷有关。郭育光教授等研究认为，巷旁支护应具有早期强度高、增阻速度快的特点，紧随工作面构筑，及时支护直接顶，避免与上部基本顶离层，并切断直接顶，减小巷旁支护载荷，控制巷道变形。随着工作面推进，巷旁支护阻力应达到切顶阻力，当基本顶弯矩在巷旁支护边缘附近达到极限时，切断基本顶。垮落的研石由于破碎后体积增大，当充满采空区时，更上位岩层在煤体和研石的支撑下，取得运动平衡，巷道围岩变形趋向缓和。采高决定巷旁支护的切顶高度。巷旁支护阻力大小应根据块体不同时期的平衡条件推导出不同时期的巷旁支护阻力的计算式。谢文兵教授等在工程实践基础上，采用适于分析岩层断裂和垮落的数值分析软件UDEC建立相应的数值分析模型，详细分析了沿空留巷围岩移动规律，系统分析了基本顶断裂位置、端头不放顶煤长度、原有巷道支护技术、充填体宽度、充填方式和充填体强度对综放沿空留巷围岩稳定性影响规律，得出了许多有益的结论。研究结果表明，在保证顶煤及顶板稳定前提下，合理利用围岩移动规律，确定合理充填方式和充填体强度，既能保证充填体稳定，又能达到很好的留巷效果。华心祝教授认为应该从如何提高顶板岩层的自我承载能力入手，提出了一种主动的巷旁加强支护方式，巷旁锚索加强支护，建立了考虑巷帮煤体承载作用和巷旁锚索加强作用的沿空留巷力学模型，并分析了巷内锚杆支护和巷旁锚索加强支护的作用机理。利用理论分析所得结论，进行了工程实践，其研究成果为较大采高工作面沿空留巷技术提供了理论依据和借鉴经验。目前国内外在应用沿空留巷时，绝大多数都要设置巷旁支护。应用较广的巷旁支护主要有:木垛巷旁支护、密集支柱巷旁支护、矸石带巷旁支护、人造砌块巷旁支护以及巷旁泵充填支护技术等。我国主要矿区巷内支护见表1-1，表2统计了我国不同围岩条件下沿空留巷巷旁支护所采用的支护形式。表1-1 我国主要矿区巷内支护形式一览表矿井及工作面名称工作面地质条件巷道断面尺寸（宽高）/m2巷内支护形式平顶山一矿21052面倾角7,煤质松软，顶板中等稳定，底板为煤层，较软， 巷道断面7.9U型钢、工字钢和可缩性支架阳泉二矿61000面顶板中等稳定，底板较硬，煤质较硬（3.54.2）（1.82.3）工字钢和金属摩擦支柱徐州张集矿4204面煤层平均倾角22，直接顶1.27m，粉砂岩，基本顶11.44m，中砂岩巷道断面6.8工字钢支架和锚杆支护枣庄井亭矿6402面煤层倾角14，顶板较硬，6.5m2.52.4单体液压支柱支护表1-2 工作面围岩分类及相应的巷旁支护形式一览表工作面顶板围岩分类情况采高/m巷旁支护形式级类至级类3.0高水材料充填级类至级类3.0高水灰渣充填级类至级类2.5木密集支柱级类至级类2.0金属摩擦密集支柱级类至级类3.0混凝土砌块墙级类1.5木垛级类1.5矸石带1.4 沿空留巷待解决问题及技术难点到目前为止，我国在沿空留巷技术的应用方面进行了许多的探索，积累了丰富的经验，从薄煤层到厚煤层，从缓倾斜煤层到急倾斜煤层，都已有沿空留巷的成功经验。但是，由于我国煤矿地质条件多样，沿空留巷围岩控制机理研究复杂、巷旁支护技术还不十分完善，在沿空留巷技术研究与应用中仍存在着不足之处，目前在支护设计思路、巷内支护、巷旁支护及理论研究方面还存在一定问题。1）支护设计思路问题。以往采用沿空留巷技术，支护设计思路不合理，大多将工作面回采前的巷道掘进与回采后的留巷相互独立，没有统筹考虑，没有将沿空留巷视为一项系统工程，如在对需要保留的巷道掘进前，进行巷道支护形式选择和支护参数设计时，没有预先考虑后期沿空留巷技术的需要，从而导致沿空留巷后巷内支护体强度不能满足两次采动影响的要求、巷内支护与巷旁支护不匹配，使留巷效果达不到预期目标，甚至失败。2）巷内支护问题。大量理论研究和生产实践表明，如何提高巷道围岩强度，并正确选择合适的巷内支护方式是保证所留巷道在留巷后巷道稳定的关键。随着综采、综放采煤技术的发展，工作面采高逐渐加大，由于工作面一次采出的煤层厚度增大，上覆岩层活动程度及波及的范围相应增加，回采巷道压力随采高的增加而增加，以及已采区和工作面采动引起的支承压力的叠加作用，使巷道围岩应力增加，使得工作面超前支承压力影响距离加大，矿压显现剧烈，沿空留巷的顶板下沉量随开采厚度增加而增大，在工作面前方附近，巷道断面收缩率较大，若不采取合理的巷内支护方式将所留巷道的变形控制在一定的范围内，则很难保证所留巷道在下区段回采时能正常使用。以前国内沿空留巷巷内支护多采用金属支架，属被动支护，即使加大型钢重量、减小棚距仍难以维护所留巷道的稳定，因此有必要采用一种能主动提供支护阻力的巷内支护方式。3）巷旁支护问题。巷旁支护作为沿空留巷的一个技术难点，在我国一直没有得到很好地解决。传统的巷旁支护存在支护阻力、可缩性等力学性能与沿空留巷围岩变形不相适应、密闭性能差和机械化程度低等缺点，不利于巷道维护和防止采空区漏风与自燃发火。所以，长期以来我国沿空留巷基本上只是应用在条件较好的薄及中厚煤层，条件困难或厚煤层中采用这种方式留巷成功率不高，大部分留巷需要翻修方可复用。传统的巷旁支护方式只适用于中厚以下煤层的低瓦斯矿井和无自然发火倾向的煤层。高水速凝材料与高水灰渣材料巷旁充填、硬石膏等风力充填，都需要建立一套较为复杂的充填系统，而且充填设备性能不佳、充填材料成本较高。4）沿空留巷理论研究问题。沿空留巷与一般的回采巷道不同，其巷道的一侧帮为煤体，另一侧帮为巷旁支护体，属大变形围岩，同时，还必须承受掘进和两次强烈的采动产生的叠加应力的影响，矿压显现剧烈，它是一项极其复杂的工程技术，但到目前为止，对沿空留巷围岩控制机理研究不够深入，对沿空留巷所处的应力环境及其矿压显现规律掌握不够，构建的沿空留巷受力模型还不完善，还没有一套行之有效的沿空留巷支护参数设计方法，不能很好的指导沿空留巷工程实践，从而带来以下两种后果:（1）因缺乏理论上的正确指导，在沿空留巷支护设计时，认为安全系数越高越好，造成不必要的经济损失;（2）在沿空留巷设计时，常因巷内支护和巷旁支护参数选择不合理而导致留巷失败，影响正常生产和煤矿安全，并造成重大的经济损失。2 巷道围岩的变形机理及控制研究在深部开采矿井中，当开采深度超过软化临界深度以后，此时围岩处于深井软岩状态，岩体表现出软岩的特征。处于三向的高应力作用下的深井围岩开挖卸荷后大都表现软岩的特征，据文献参考可将其称之为高应力软岩。中国矿业大学的何满朝等对煤矿高应力软岩进行了定义和分类，从物质组成、物理化学性质、水理性质、力学强度、软化灾变点等方面阐述了高应力岩石的工程特征。并通过对深部开采软岩巷道的变形破坏机理的研究发现，巷道变形破坏主要是由于支护体力学特性与围岩力学特性在强度、刚度以及结构上出现不耦合所造成的;且变形首先从关键部位开始，进而导致整个支护系统的失稳。提出要保证深部软岩巷道围岩的稳定性，必须实现支护体与围岩的耦合，即锚网索耦合支护理论。并对其进行了数值模拟，模拟研究表明，当锚杆与围岩在刚度上实现耦合时，能最大限度地发挥锚杆对围岩的加固作用;当锚网与围岩在强度上实现耦合时，将会使围岩的应力场和位移场趋于均匀化;当锚索与围岩在结构上耦合时，可以充分利用深部围岩强度来实现对浅部围岩的支护中国矿业大学和四川大学的周宏伟、谢和平、左建平综述了深部高地应力条件下有关岩石力学性质的研究进展，包括高应力条件下岩石的脆一延化特性、岩石的流变特性、岩石的强度特性、岩石的破坏特征。姜耀东、刘文岗、赵毅鑫等对开滦矿区赵各庄矿、唐山矿深部开采过程中巷道围岩变形、破坏特征和矿井动力显现观测的基础上，结合数值模拟研究发现:开滦矿区在千米开采时水平构造应力远大于自重应力，原岩应力值远大于巷道围岩强度，巷道将不可避免地要遭受破坏并表现为大变形强流变和严重底鼓;原岩应力状态对巷道围岩的变形破坏有着重要影响，而巷道形状对巷道围岩的破坏形式影响不大。Kwasiniewski根据亚洲、欧洲、美洲和非洲的101个砂岩试件的实验数据，岩石的脆一延转化规律进行了深入研究，系统分析了脆一延转化临界条件，并研究了脆一延转化过程中的过渡态性质，认为过渡态中，岩石通常具有脆性破坏的特征，也具有延性变形的性质，且砂岩脆性态与过渡态间的边界线可由如下经验关系给出 （1-1）式中:P为假三轴实验的侧向压力，MPa。德国鲁尔、伊本比伦矿区现采深在800-1500 m，平均采深900 m，地质条件较复杂，施工断面一般都在20-24 m2以上，这主要是考虑到高产高效矿井通风的需要;巷道本身的变形量，尽量使其在使用年限内不维修或小维修;配套掘进机组在大断面巷道内施工时更能灵活使用，发挥作用;一巷多用，如机轨合一巷道要求大的断面等。井下采区巷道大都采用U型可缩性支架支护。概括的讲深部巷道采用了U型钢加壁后充填带加锚杆组合支护技术。其支护参数为:U型钢规格34-40 kg/m，间距500-1000 mm锚杆直径20-24 mm，间排距700-1000 mm。周宏伟、谢和平、董正亮等分析深部巷道变形的特点后，成功的巷道支护设计应使锚一网一喷支护系统中每个支护体都起到应有的作用，提出了改变支护顺序的方法，即改先锚后喷为先喷后锚，并通过在素喷混凝土中掺入适量钢纤维的方法来改善混凝土喷层的整体力学性能，使之能很好地适应软岩大变形的力学特征。得出可供借鉴的三点经验:（1）深部条件下，巷道掘进后应立即封闭围岩，进行初喷，掘进、喷浆、安装锚杆和挂网三种工序在一个小班内循环（三班制），也可灵活控制在两个小班内循环（四班制）;（2）深部由于地压较大，因此应尽量提高单根锚杆的锚固力，尽可能实施全长锚固，并使用快速锚固剂使锚杆及早承载;（3）深部高应力软岩巷道变形较大，可在素混凝土中掺入钢纤维以改善混凝土的整体力学性能，使之能适应软岩巷道大变形的需要。中科院岩土所的刘泉生、张华等对淮南矿区深部岩石巷道地应力场和支护研究的基础上，提出了煤矿深部围岩巷道稳定受高渗透压力和温度梯度的影响。试验和理论分析表明，采用与围岩内部潜在滑移面呈士22.5。布锚方法，运用具高初锚力的超高强锚杆支护，辅助以注浆固结、能量释放等措施可有效控制围岩稳定。中国矿业大学的刘红岗、徐金海，采用钻孔卸压的方法改变围岩中的应力分布，使支撑压力峰值向围岩深部转移，使巷道处于应力降低区，从而提高巷道围岩的稳定性。就其机理和效果结合一个工程实例进行了数值模拟，并将模拟结果用于指导具体的施工，收到了较好的围岩控制效果。景海河、孙庆国等通过分析深部高应力软岩巷道常规锚喷支护的问题指出:常规锚喷支护方式不能解决深部高应力软岩巷道支护的问题，必须根据具体的矿压显现及支护破坏原因，采取相应的支护对策。增强围岩表面约束能力，限制破碎区向纵深发展、适时进行二次锚网喷支护、改善喷层结构和受力、提高二次支护的强度和刚度，并在局部实施锚索支护等，是解决深部高应力软岩巷道支护的有效途径。3 沿空留巷理论基础3.1 围岩控制的关键层理论在直接顶上方存在厚度不等、强度不同的多层岩层,其中一层至数层厚硬岩层在采场上覆岩层活动中起主要的控制作用。把对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层。关键层对采场上覆岩层活动起主要的控制作用。对沿空留巷来说,关键层主要是指基本顶岩层,它破断后形成的“砌体梁”结构将直接影响沿空留巷围岩的稳定性。只要有“砌体梁”结构的存在,给定变形就存在,这一点对沿空留巷极其重要。一般来说,巷旁支护很难阻止基本顶关键岩块的旋转下沉,必须具有一定的可缩量,以减少对支架的压力。同时,为了保持巷道顶板的完整,以及减少顶板下沉量,要求巷旁支护要有一定的支护阻力。直接顶的变形特征对锚杆支护特别重要,即锚杆不必承受基本顶回转的给定变形,但却要适应直接顶的变形特征。可以通过建立如图1所示的沿空留巷围岩结构模型进行分析。 垮落角 回转角图3-1 沿空留巷围岩结构模型3.2 沿空留巷巷道围岩活动规律结合关建层理论研究沿空留巷上覆煤岩体力学结构形成机制及参数特征。研究上覆岩层的破断规律特别是侧向板块的破断规律以及沿空留巷上方上覆煤岩体的稳定状况。3.2.1 沿空留巷上覆岩层破断规律上覆岩层的活动是引发沿空留巷巷道压力和变形剧烈增加的主要原因。所以，研究沿空留巷首先就应该对上覆岩层破断规律有所认识。上覆岩层的活动规律特别是侧向板块的结构及活动规律，对沿空留巷巷道的围岩变形影响最为显著。1）上覆岩层的主动垮落岩层主要是在自重（或自重和层面内应力）作用下的垮落称为主动垮落。其特征是岩层垮落前首先与上覆岩层明显离层，垮落过程中不受上覆岩层力的作用。垮落前的发展过程比较缓慢，垮落首先是从某一始发区域突破，然后迅速发展，沿残留边界旋转式垮落。这种垮落是自下而上“传递式”发展的，分层分次明显，一次垮度不大，往往仅一个分层或少数几个分层组成的层组一次垮落。其来压强度取决于二次垮落的面积和岩层组厚度、面积越大岩:层组越厚，垮落对边界支护所产生的冲击越重。直接顶初次垮落、老顶初次来压都属这种形式的垮落。垮落主要是自弯矩引起的。现场实测得到的围岩变形速度的波动性也充分证明了这一点。已有研究结果表明，在岩层发生离层前，及时进行支护，很容易使顶板岩层首先沿巷旁支护外侧采空区一侧切断，垮落时对所架设的巷道支护的冲击较小，支护的变形也较小。为了比较，在岩层离层后再架设同样支护，而顶板岩层就会首先沿煤帮折断，垮落时对支护的冲击较大，支护变形也较大。这种现象表明了沿空留巷是一个系统工程，合理的留巷支护设计施工对上覆岩层垮落具有明显的主动控制作用。而且证明为了取得良好的沿空留巷护巷效果，及早进行巷内支护以及保证支护以及保证具有较大的初撑力来及时控制围岩活动是十分重要的。主动垮落的另一特点是，随着工作面推进，垮落层位不断升高，岩层破坏的形式是由横破断正破断竖破断。破断时，平行于长边的边界支护受到的影响大。当竖的长宽比增大到一定值后，上覆岩层不再向上垮断。此时，上覆岩层垮落的第一个循环已经完成，这个循环过程称为上覆岩层垮断的初循环如图3-2。图3-2 顶板垮落循环示意图2）上覆岩层的被动垮落岩层在本位岩层下沉的迫使下的垮落称为被动跨落。这种垮落形式往往是两种垮落形式的组合，其下位岩层属被动垮落，上位岩层是主动垮落。这种垮落形式的特征是垮落发展的速度快，每次垮落都是一个岩层组，其厚度较大（图4a阴影部分）。垮落时对采空区边界的冲击程度主要取决于一次垮落的厚度，厚度越大，来压强度越大，有时垮落面积并不大，但强度很大。老顶周期性来压常属这种垮落形式。垮落通常是由弯矩和剪力组合引起的，有时易产生滑落、或台阶下沉。由图4b可以看出，无论是主动垮落选是被动垮落，其垮落顶板下位岩层矩形板的长边一般都平行于工作面。上覆岩层垮落所产生的动压，对移动边界（即工作面采场）的影响比对固定边界（沿空留巷）的影响严重得多。这种结果表明，上覆岩层垮落时，沿空留巷的矿压显现的剧烈程度明显小于采场中的矿压显现程度，也说明了实际中为什么工作面前方动压影响范围明显大于工作面两侧煤体中的影响范围的问题。这与用弹性力学板壳理论计算出的固支矩形板长边上的弯矩大于短边上的弯矩的结果相吻合。换句话说，沿空留巷支护阻力必然小于工作面采场支架的支护阻力，巷道处于应力降低区。不同类型的上覆岩层，其垮落形式十分不同。下软上硬的岩层以主动垮落为主，而下硬上软的岩层则以被动垮落为主，被动垮落比主动垮落难控制得多。如果使被动垮落的边界沿支护的外侧切断，需要的支护刚度和支护阻力要大得多。3）主动垮落与被动垮落的空间关系一垮落循环上述上覆岩层垮落的初循环过程中，上位岩层的主动垮落相当于弹塑性力学中四边固支的矩形板在分布载荷作用下的破断情况。初循环完成之后，就是周期垮落循环。在周期垮落循环过程中，不管是主动垮落，还是被动垮落，都相当于弹塑性力学中三边固定，一边自由的矩形板在分布载荷作用下的破断情况从沿工作面推进方向所作的纵剖面图可以看出，每完成一个周期垮落循环都包括几次上覆岩层垮落。这几次垮落的步距不同;往往前面的大于后面的。但被动垮落厚度越往后越大，因此在垮落过程中，一般表现为后面的垮落对工作面所产生的来压强度较大，说明顶板周期性来压时，往往垮落步距较小，而来压强度反而较大。这种现象在生产实践中也经常观测到。工作面周期来压是不均衡的，周期来压步距并不相同。相邻的两次周期来压，其来压步距、来压强度往往都不相同，没有相似性。由此表明，周期来压循环的提法应该是有道理的。因为各个周期循环不管在总的垮落步距上，还是在垮落厚度上都非常相似。总之，在每一个循环中，主动垮落的层位不断提高，步距不断增大，而被动垮落的步距往往不断减小;但厚度有所增加。主动垮落随着层位的升高，尽管步距有所增大，但对采场及巷道造成的影响不断减少。而被动垮落随着垮落厚度的增加，尽管垮落步距可能较小，但对采场及巷道造成的动压影响则不断加重。上述特点对研究沿空留巷以及采场支护对围岩相互作用机理，寻找合理控制岩层活动的方式和设计支护参数都是十分重要的。3.2.2 沿空留巷围岩活动空间特征采空区顶板岩层垮断活动形成的最后空间结构是一种柱面体;旋转体的母线（即垮断线）与轴线的夹角是垮断角。由图3-3可以看出，微破裂区边界到垮断下沉区边界形成了不对称的几个旋转曲面体的依次嵌套，二次破断区及微破裂区随着距工作面距离的增大而增大。（a）顶板破坏分区示意图 （b）顶板破坏断面示意图图3-3 顶板破坏示意图不同的支护方式对顶板的前期活动有显著影响，结合关键层理论给出了老顶（关键层）断裂后几何尺寸。在岩层出现破断裂缝之前，进行足够初撑力和刚度的巷内充填支护，能保证顶板的破断线在巷内充填体的外侧，巷道处于III区下方，支护前期变形小，此时;支护的效果好;当顶板沿煤帮破断后再进行同样的支护，则顶板的破断线将发生在煤帮处，使巷道处于II区下方，此时支护前期变形大，甚至损坏，支护的效果差。我们把在顶板岩层前期垮落过程中，支护所起的作用称为支护的前期作用。支护的前期作用主要是尽可能的使顶板破断线位于巷内充填体外侧。提高支护作用效果的合理方式是及早支护，提高支护初撑力、支护增阻速度以及前期支护刚度。能保证顶板断裂线在巷内充填体外侧所要求的最小前期支护参数值称之为支护前期作用的临界值，大于这个临界值都可保证顶板断裂线在支护外侧。根据极限分析理论，当岩层破断时，能使顶板沿充填体支护集中力作用点破断所需的充填体支护阻力称为支护阻力。留巷支护体的合理支护阻力不得小于冒落岩层的载荷顶板岩层进入后期活动过程的主要特点是巷道上方岩层可能冒落。顶板岩层平移或反转下沉引起的煤帮挤出和底鼓量加剧。我们把支护在这个过程中的作用称为支护的后期作用。可见，支护的后期作用是保证岩层不垮落，防止煤帮挤出或片帮造成巷道状况恶化;加固煤帮以提高煤帮承载能力，减少后期下沉量，加固底板、减少底鼓量。同时，要求支护有足够的双向可缩性以适应顶板岩层整体下沉引起的给定变形。支护后期作用，能够维持顶板岩层（相当于前期冒落带厚度的岩层）不冒落，并与上部岩层不离层。不同采高和不同岩性的直接顶板，所需要的支护前期作用的临界值不同。采高越大，直接顶板越硬，多分层越厚，临界值就越大，反之则越小。不同边界条件下关键层断裂的几何尺寸有以下四种情况： 1）四边固支 （ab时，L1=0.866b 2）三边固支，一边简支 （3-2） （3-3）当ab时，L1=0.4b（正方形）；当ab时，L1=0.866b 3）三边简支，一边固支 （3-4）当ab时，L1=0.5b（正方形）；当ab时，L1=1.22b 4）两边固支，两边简支 （3-5） （3-6）当ab时，L1=0.5b（正方形）；当ab时，L1=1.22b 式中：L1老顶岩层侧向半块断裂后的跨度，m；a 工作面长度与巷道宽度之和，m；b 工作面初次来压布距或周期来压布距，m。3.2.3 矿压显现规律及沿空留巷的受力状况1）矿压显现规律沿空留巷是无煤柱工艺的一种类型，是将已采工作面后方的运输槽或回风顺槽用一定方法沿采空区保留下来，作为下一工作面的顺槽，它在工作面后方沿采空区边界维护巷道，由于要经受一次掘进和两次采动的影响，其矿压显现和巷道维护都比较复杂。特别是巷道断面比较大的情况下，巷道矿压显现更为剧烈。沿空留巷情况更为复杂。在回采工作面后方附近，已采区冒落岩石在上覆岩层作用下向巷道挤压，一般情况下，沿空留巷的顶板下沉在工作面后方10-20m处最为强烈，顶板下沉主要发生在工作面后方0-40m范围内，60-70m顶板下沉趋向稳定。我们可将沿空留巷分为6个阶段，各阶段的范围与巷道变形见表3-1表3-1 沿空留巷各阶段范围与围岩变形巷道维护第一工作面前方第一工作面后方第二工作面前方阶段不受影响影响强烈影响缓和稳定二次影响范围/m202000-60-60-100-100400顶底板移近速度/mmd-1402.1162.51.22.08.9Medium strong20-404.7192.21.63.65.6Soft and weak206.2321.53.15.04.0Weathered-7.0631.25.08.03.0Goaf stressstrain behaviour can be been defined 18 （Eq. （3）, based on earlier work 19, as follows: （MPa） （3） where, and are the vertical goaf strain and stress,respectively, E0 is the initial tangent modulus,and m is the maximum possible strain of the bulked goaf material.The initial bulking factor, BF, defines m as follows: （4） The initial tangent modulus, E0, can be defined as a function of the compressive strength of rock pieces, c, and the bulking factor, BF18,20: （MPa） （5）The FLAC3D double-yield constitutive model is used to simulate a strain-stiffening material with irreversible compaction,i.e.volumetric yield,in addition to shear and tensile failure.Upper-bound tangential bulk and shear moduli are specified21, with the incremental tangent and shear moduli evolving as plastic volumetric strain takes place.In addition to the shear and tensile strength criteria,a volumetric yield surface or cap has to be defined. The cap surface,defined by the cap pressure, pc, is related to the plastic volume strain, pv. The cap pressure, pc, is not the goaf vertical stress, v. The relationship between cap pressure and plastic volume strain is derived from an iterative FLAC2D compression test model,using a one element,1m1m,grid. Loading was simulated by applying a velocity to the top of the element, which has confined sides and base.The constitutive equation was derived from the iterative results by a Microsoft Excel Solver regression analysis,assuming a linear function.Goaf deformation and material strength parameters are defined as follows（Table2）. Table 2 FLAC3D goaf reconsolidation parameters1Upper bound tangent modulus230 MPa2Poissons ratio0.303Density1.7 gm/cc4Cohesion0.001 MPa5Friction angle256Dilation27Tensile strength0 MPa8Table 3 FLAC3D numerical model geometrical, geomechanical and geotechnical para meters1ParameterRangeUnitage2Roadway height2-3.4m3Roadway width4.8-6.5m4Longwall panel width200-300m5Pillar width15-45m6Depth60-330m7Immediate roof USC8-62MPa8Ratio of in situ horizontal to vertical stressRange from 1.2 to 2-9Rock-mass stiffness-10Rock-mass poissonratio0.25 for stone ,0.3 for coal-There are many theories on goaf reconsolidation, based on sound principles. Results from the various formulations do vary significantly. Which, if any, are correct is unknown, as goaf stresses have not been measured 18,22. For no other reasons than it is well described, and includes more of the parameters perceived to be important, the goaf stressstrain behaviour as defined is utilised in the calculation of a stress index 18. The elastic FLAC3D numerical model simulates a single two-heading longwall. Roof and floor strata are composite, uniform continuum. Strong contact is assumed between the coal seam and roof and floor. No discontinuities were modelled. Pillars will always be stable, which means that the actual pillar design must be appropriate and pillars adequately sized for the strata conditions .A range of geometrical,geological and geotechnical parameters must be specified,with the database distribution of some parameters listed in Table3. Some rock-mass geomechanical properties may be derived from thegeological strength index 15. Model 3D geometry may be visualised in Figs.1 and Figs.2 In these figures, scale may be judged from the seam thickness（3m）and thickness of immediate roof and floor. Axes of geometric symmetry are used, e.g. only half of the total goaf width is shown. Fig. 1. Typical 3D model geometryentire modelFig. 2. Typical 3D model geometryhorizontal section taken from the top of seamStress measurements are typically taken in discrete, more competent, and stiffer strata. Defining in situ horizontal stresses in all strata units of different stiffness is a difficult issue. There are problems associated with stress measurements in less competent strata and coal. The approach taken was simply to define in situ horizontal stresses in terms of rock-mass competency or classification. This does assume a correlation between the rock-mass parameter and elastic modulus. Quite rightly there are limitations with this approach. Model output （stress index） is simply the elastic mining-induced major principal stress in the immediate maingate roof just outbye of the longwall face-line . Example of FLAC 3D model output shows a longwall retreat situation, where the plane shown is horizontal, in the immediate roof. Note that the orientation of the major principal stress may be near-horizontal （immediate roof of gateroad） or near-vertical （pillar or face）. In this particular case, the stress index used in GRSM is 31 MPa. In the context of this design methodology and the development of a stress index, it is not critical that mining induced stress magnitudes agree. It is important is that relative changes in magnitude are reasonable and occur appropriately as parameters change. The effect of the intermediate （or minor） in situ horizontal principal stress must also be considered when assessing this model. This stress component will superimpose its own mining induced stress. 5. Characterisation of installed roof support A standard measure of the intensity of installed support, widely used within the Industry is GRSUP （ground support rating）, given by 4 （kN/m） （6） where Lb is the thickness of the bolted horizon defined by roof- bolts （m）, Nb is the average number of roof-bolts in each bolt row, Cb is the ultimate tensile strength of roof-bolts （kN）, Sb is the spacing between roof-bolt rows （m）,Nt is the average number of cables in each cable row, Ct is the ultimate tensile strength of cables （kN）, St is the spacing between cable rows（m）, w is the roadway width （m）, and 14.6 is a constant that is needed to convert from the original NIOSH equation, which was in Imperial units, to SI units; this will allow for compatibility with all USA data using the standard NIOSH equation.6. Database Data points have been collated from underground mines throughout the Bowen Basin coalfields. Nonstable, or failed data points are not restricted to situations where roof falls have occurred. Any situation where installed support was not sufficient was classified as a nonstable data point. Such situations include roof falls, where supplementary support was required for strata stabilisation, and where the area was mapped or observed to have experienced excessive deformation and deterioration. There are currently 280 defined data points, of which 106 are non-stable, and cover a range of strata conditions. Depth of cover ranges from 60 to 330 m. Roof conditions vary from weak interbedded to strong sandstone, also thick coal. There is high magnitude in situ horizontal stress in stone roof and relatively low magnitude stress in coal roof. Bolting densities range from a minimal four-bolt primary support in strong roof conditions, to intensive bolt plus cable support in weak and fault affected roof conditions. Longwall gateroad development contributes 166 data points （60 failed, 106 stable）, mains development contributes 24 data points （nine failed, 15 stable）. Bord and pillar first workings contribute seven data points （three failed, four stable）. Longwall retreat in the maingate belt-road contributes 83 data points （34 failed, 49 stable）.7. Design methodology7.1 IntroductionThe design methodology is tailored for roadway development and longwall gateroads. Situations considered are mains and gateroad development and longwall retreat in the maingate belt-road. Roof support for bord and pillar first workings can also be assessed. Evaluating roof support using GRSM incorporates several design steps. An initial roof characterisation or classification is required, followed by a calculation of a stress index. Suggested minimum GRSUP is then determined. Finally, primary and secondary roof support patterns are proposed, also considering the influence of factors not assessed by GRSM.7.2. Rock-mass characterisationA classification is required for the immediate 2m of roof, and if a longwall retreat assessment is required, the 4m section above that. Typically, it would be expected that most practitioners would calculate CMRR. Alternatively, the GSI global rock-mass strength may be calculated. It is important when calculating CMRR or GSI global rock-mass strength not to overestimate, particularly when assessing bore-core. Consider the in situ, asmined condition of the rock-mass. When dealing with bore-core it is easy to overlook the detrimental effect of joints that may not appear in the core, and weak bedding laminations that may remain intact in the core. Similarly, the intact rock strength should not be overestimated, particularly when using a geophysical correlation.7.3 Stress indexTo effectively use GRSM it is important to be able to quickly and accurately calculate a stress index, without having to resort to a FLAC 3D numerical model. Equations to calculate stress index have been developed for two situations; roadway development and longwall retreat. A series of Microsoft Excel Solver analyses were conducted to define equations that could replicate this elastic numerical modelling calculation of stress index. It is recognised that there may be situations where the calculated stress index could be varied. At this stage in the development of GRSM no Table 4 Stress index equation for roadway developmentinput parameters and constantsParametersConstants-CMRRGSIa-7.66-7.43X1Immediate 2m roof （e（CMRR/40） or GSI global rock-mass strength）b10.0330.0086X2Roadway or excavation height （m）b20.2270.227X3Roadway or excavation width （m）b30.00130.0041X4Depth of cover （m）b40.006770.00681X5Solid or rib-to-rib pillar width （m）b5-0.0013-0.0013X6Ratio of in situ horizontal stress to vertical stress for immediate 2m roofb60.7670.772X71+sin（）:where is the angle between the roadway orientation and the in situ major principal horizontal stress.only use a positive number between 0and 180b70.2800.282Table 5 Stress index equation for longwall retreatinput parameters and constantsParametersConstants-CMRRGSIc-22.40-22.10y1mmediate 2m roof （eCMRR/40 or GSI global rock-mass strength）d10.7970.168y2Upper 4m roof （eCMRR/40 or GSI global rock-mass strength）d2-1.046-0.150y3Roadway or excavation height （m）d30.8170.749y4Roadway or excavation width （m）d4-0.406-0.215y5Depth of cover （m）d50.01080.0101y6Solid or rib-to-rib pillar width （m）d6-0.0129-0.0098y7Longwall panel width , rib-to-rib （m）d7-0.000210.00057y8Ratio of in situ horizontal stress to vertical stress for immediate 2m roofd80.6860.690y9Ratio of in situ horizontal stress to vertical stress for immediate 4m roofd91.5530.953y101+sin（-）:where is the gateroad oritentation looking inbye and the in situ major principal horizontal stress.Clockwise is positive. The is taken as 20,for the angle - ,only use a positive number between 0and 180.d100.6740.637guidance can be offered about any adjustments. Intersections, both for roadway development and longwall retreat, have different mining-induced stress compared to roadways. Longwall start-up, before regular caving occurs, and major weighting events along the longwall face may have higher abutment stress. As a longwall approaches intersections, there may be an increase in mining-induced stress.There are 197 roadway development data points and 78 longwall retreat datapoints. The proposed roadway development stress index calculation is given by Eq.（7）, with the input parameters and constants defined in Table 4 , The proposed longwall retreat stress index calculation is given by Eq. （8）, with the input parameters and constants defined in Table 5. Both Eqs. （7） and （8） have a correlation coefficient （R2）of 0.99. （MPa） （7） （MPa） （8） where, SIDEV is the stress index for roadway development, SILR is the stress index for longwall retreat, x1, x2, y1, y2, are independent input parameters, and a,b1,b2,c,d1,d2, are con- stants.Note that both Eqs.（7）and（8）suggest that the some parameters have little influence on the magnitude of the stress indices and need not be considered, e.g. pillar and panel width. This is not surprising, as the stress index is calculated in the maingate roadway not the adjacent travel road, and does not consider any variation in upper strata caving and weighting for any one mining scenario. Roadway width had little influence for the roadway development equation, but this is not the case for longwall retreat. An interesting outcome of the equation optimisation is the parameter, 1+sin（-）. Essentially it says that the minimum mining induced stress does not occur when the gateroad orientation is parallel with the in situ major principal horizontal stress. The value of 20was derived by trial and error, minimising the sum-of-squares. The result is in general agreement with published data derived from both
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