关 键 词：

煤矿 1.2 Mta 设计 巷道 快速 掘进 支护 技术

资源描述：

沁新煤矿1.2Mta新井设计巷道快速掘进与支护技术,煤矿,1.2,Mta,设计,巷道,快速,掘进,支护,技术

内容简介：

编号：（ ）字 号本科生毕业设计（论文）题目： 沁新煤矿1.2Mt/a新井设计 巷道快速掘进与支护技术 姓名： 陈旭东 学号： 01080036 班级： 采矿工程2008-2班 二一一年六月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名： 陈旭东 学 号： 01080036 学 院： 矿 业 工 程 学 院 专 业： 采 矿 工 程 设计题目： 沁新煤矿1.2Mt/a新井设计 专 题： 巷道快速掘进与支护技术 指导教师： 徐营 职 称： 讲师 二一一年六月 徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院 矿业工程 专业年级 采矿工程2008级 学生姓名 陈旭东 任务下达日期： 2012年 1月 14日毕业设计日期： 2012 年 3月14 日至 2012 年 6 月 10 日毕业论文题目：沁新煤矿1.2Mt/a新井设计毕业论文专题题目：巷道快速掘进与支护技术毕业论文主要内容和要求：经过一个学期的毕业设计，认真完成了所有的毕业设计内容，主要包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分题目为沁新煤矿1.2 Mt/a新井设计,并完成了矿井开拓平剖面图、带区巷道布置平剖面图、工作面层面图。结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇题目是跨采巷道围岩变形规律与支护技术的专题论文，主要分析了跨采巷道围岩变形的影响因素和变形规律，并从引起跨采巷道变形的因素的角度，分析了近年来的跨采巷道的支护理论及技术，从工程实例分析了注浆加固对跨采巷道支护效果。翻译部分主要内容是关于煤层气与开采近距离保护层过程中采场周围岩石裂隙的发展过程的关系，英文题目为“Relationships between gas reservoir and the evolution of stope Surrounding rock fracture at the process of mining the Closed distance protection layer”。 院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业论文指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业论文评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为沁新煤矿1.2Mt/a新井设计。沁新煤矿位于山西省屯留、襄垣县境内，交通便利。井田总面积为16.00 km2。主采煤层为2煤，煤层倾角为28，平均总厚度为3.00m，井田地质条件较为简单。井田工业储量为162.81 Mt，可采储量为123.75Mt。矿井设计生产能力为1.2Mt/a。矿井服务年限为73.7a，涌水量不大，矿井正常涌水量为270 m3/h，最大涌水量为480 m3/h。矿井瓦斯相对涌出量为1.732 m3/t，绝对涌出量为7.866 m3/min，为低瓦斯矿井。井田开拓方式为立井单水平开拓。采用胶带输送机运煤，采用矿车进行辅助运输。矿井通风方式为中央并列式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1、矿区概述与井田地质特征；2、井田境界和储量；3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4、井田开拓；5、准备方式带区巷道布置；6、采煤方法；7、井下运输；8、矿井提升；9、矿井通风与安全；10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目是巷道快速掘进与支护技术，主要分析了巷道快速掘进与支护的影响因素和变形规律，并从引起巷道变形的因素的角度，分析了近年来的快速掘进巷道的支护理论及技术。翻译部分主要内容关于煤层气与开采近距离保护层过程中采场周围岩石裂隙的发展过程的关系，英文题目为：Relationships between gas reservoir and the evolution of stope Surrounding rock fracture at the process of mining the Closed distance protection layer。关键词：立井；单水平；带区；中央并列式；一次采全高AbstractThis design includes three parts: general part, special part and the translation part. The general part is1.2Mt/a Nii Qin new coal mine design. Qin new colliery is located in Shanxi province Tunliu, Xiangyuan County, convenient transportation. Ida has a total area of 16km2. The main coal seam 2 coal, coal seam dip angle is 28, average thickness of 3.00m, Ida geological condition is relatively simple.Coal mine industrial reserves162.81 Mt, recoverable reserves is 123.75Mt. Mine design and production capacity of 1.2Mt/a. The service life of the mine is 73.7a, water inflow is not normal, mine gushing water volume is 270 m3/h, maximum discharge capacity of 480 m3/h. Mine of relative gas emission is 1.732 m3/t, absolute emission is 7.866 m3/min, for low gas mine.Ida explore the way for vertical single level development. Using belt conveyor coal, used car auxiliary transportation. Mine ventilation for the central abreast ventilation. Mine year work on330D, working system for three eight.The general part consists of 10 chapters:1, mining area geological features overview and Ida;2, Ida state and reserves;3, working system, design production capacity and service life;4, Ida forge;5, preparation ways - zone roadway layout, mining method;6;7,8, the mine underground transportation; lift;9, mine ventilation and security;10, the basic design of mine technical economic index.Thematic part of the subject is of rapid excavation and supporting technology, mainly analyzed the roadway quick driving and supporting factors and deformation, and the deformation of roadway from the induced factors, analysis in recent years of rapid excavation of roadway support theory and technology.Translation part of the main content of coal seam gas and mining in close distance protective layer of stope surrounding rock fissure development relations, English title: Relationships between gas reservoir and the evolution of stope Surrounding rock fracture at the process of mining the Closed distance protection layer。Key word: vertical shaft; single; band; the central parallel; full-seam mining目 录1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 矿区地理位置11.1.2 矿区气候条件31.1.3 矿区的水文情况31.1.4 地震烈度31.1.5 电源31.2 井田地质特征31.2.1 地层及地质构造31.2.2含水层及其水文地质特征71.3煤层及煤质101.3.1煤层101.3.2煤质111.3.3瓦斯，煤尘，自燃及地温122 井田境界与储量132.1井田境界132.2矿井储量132.2.1构造类型132.2.2储量计算基础132.2.3安全煤柱留设原则132.2.4矿井地质储量计算142.2.5矿井工业储量计算152.2.6矿井可采储量163 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限193.1矿井工作制度193.2矿井设计生产能力及服务年限193.2.1确定依据193.2.2矿井设计生产能力193.2.3.井型校核194 井田开拓224.1井田开拓的基本问题224.1.1井筒形式的确定224.1.2工业场地的位置244.1.3开采水平的确定244.1.4矿井开拓方案比较254.2矿井基本巷道294.2.1井筒294.2.2主要开拓巷道314.2.3井底车场及硐室345 准备方式带区巷道布置365.1煤层地质特征365.1.1带区位置365.1.2带区煤层特征365.1.3煤层顶底板岩石构造情况365.1.4水文地质365.1.5地质构造365.1.6地表情况365.2带区巷道布置及生产系统365.2.1带区准备方式的确定365.2.2带区巷道布置375.2.3带区生产系统375.2.4带区内巷道掘进方法385.2.5带区生产能力及采出率406 采煤方法426.1 采煤工艺方式426.1.1 采煤方法的选择426.1.2 回采工作面长度的确定426.1.3 工作面的推进方向和推进度426.1.4 综采工作面的设备选型及配套426.1.5 各工艺过程注意事项506.1.6 工作面端头支护和超前支护516.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标526.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项546.2回采巷道布置546.2.1回采巷道布置方式546.2.2回采巷道参数547 井下运输567.1概述567.1.1矿井设计生产能力及工作制度567.1.2煤层及煤质567.1.3运输距离和辅助运输设计567.1.4矿井运输系统567.2带区运输设备选择577.2.1设备选型原则577.2.2带区运输设备选型及能力验算577.3大巷运输设备选587.3.1主运输大巷设备选择597.3.2辅助运输大巷设备选择597.3.3运输设备能力验算618 矿井提升628.1矿井提升概述628.2主副井提升628.2.1主井提升628.2.2副井提升设备选型639 矿井通风及安全669.1矿井通风系统的选择669.1.1矿井地质概况669.1.2开拓方式669.1.3开采方法669.1.4变电所、充电硐室、火药库669.2矿井通风系统的确定679.2.1矿井通风系统的基本要求679.2.2矿井通风方式的选择679.2.3矿井通风方法的选择689.2.4带区通风系统的要求699.2.5带区通风方式的确定699.3矿井风量计算699.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定709.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量709.3.3风量分配749.4矿井阻力计算759.4.1计算原则759.4.2矿井最大阻力路线759.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：769.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔799.5选择矿井通风设备809.5.1选择主要通风机809.5.2电动机选型839.6安全灾害的预防措施839.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施839.6.2预防井下火灾的措施849.6.3防水措施8410 设计矿井基本技术经济指标850 引言881巷道快速掘进的影响因素和方法881.1巷道快速掘进的影响因素881.1 .1地质构造影响因素881.1.2 装置设备影响因素891.1.3 煤矿巷道掘进施工管理组织及施工工艺影响因素891.2巷道快速掘进的方法891.2.1加强地质预测预报工作 为巷道连续快速掘进打好基础891.2.2优化运输系统 加快排矸（ 煤） 速度891.2.3采用中深孔爆破 多循环作业891.2.4合理安排各工序 尽可能地使之平行化作业901.2.5采用光爆锚喷支护技术901.2.6改进施工工艺901.2.7开展班组自主管理911.2.8提高工作热情 及时总结 奖励912 巷道快速掘进的支护技术912.1一般巷道快速掘进的支护技术912.1.1使用组合锚杆支护912.1.2避开一次采动影响922.1.3预留变形量932.1.4加强二次采动影响区域巷道支护932.1.5其它932.2留小煤柱巷道快速掘进的支护技术932.2.1断面设计及支护方式932.2.2锚杆支护设计计算932.2.3锚钢带梁网锚索联合支护设计参数选择952.2.4支护施工工艺962.2.5 施工安全技术措施972.3孤岛工作面巷道快速掘进的支护技术982.3.1 孤岛工作面1116(1)概况982.3.2 沿空掘巷巷道布置982.3.3沿空巷道支护方案设计982.3.4沿空掘巷支护设计方案992.3.5施工方法及工艺1002.3.6现场观测1013 巷道快速掘巷相似模拟研究1013.1 东庞矿 2610 上巷沿空掘巷工程的条件1013.1.1井下位置1013.1.2地面位置及巷道规格1013.1.3地质特征1023.1.4煤层顶底板岩性1023.1.5瓦斯与煤尘1023.2 相似材料实验条件1033.2.1 东庞矿岩石抗压强度1033.2.2 相似指标的选择1033.2.3 相似材料配比1043.2.4 模型制作1043.3 相似材料实验1053.3.1 模型铺设1053.3.2 模型试验1053.4 试验结果1084巷道快速掘巷面矿压显现特征分析1084.1 观测内容与测站布置1094.2 矿压观测结果1094.2.1 巷道围岩变形测量结果1094.2.2 顶板离层观测结果1104.3 矿压观测结果分析1104.3.1 巷道围岩变形分析1104.3.2 顶板离层分析1144.4 矿压观测结果分析1144.5 本章小结1145 结论115参考文献117英文原文119Relationships between gas reservoir and the evolution of stope Surrounding rock fracture at the process of mining the Closed distance protection layer119中文译文125致 谢130一般部分 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第55页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置沁新煤矿位于山西省沁源县西部西部李元乡境内，东距沁源县城17km。其地理坐标为东经11210101121225，北纬363235363445。山西沁新能源集团股份有限公司沁新煤矿经山西省工商行政管理局以 “（晋）名称变核内【2009】第001275号”核准通知书，核准变更企业名称为：山西沁新能源集团股份有限公司沁新煤矿。根据山西省国土资源厅2009年11月29日对该矿登记的采矿许可证所划定的开采范围，矿井井田由以下19个拐点坐标连线圈定：1、 X=4050635.09 Y=19608091.122、 X=4047444.29 Y=19608091.143、 X=4047445.29 Y=19607880.144、 X=4045341.28 Y=19607890.155、 X=4045341.28 Y=19607381.156、 X=4045729.28 Y=19607381.157、 X=4045729.26 Y=19605077.628、 X=4045461.26 Y=19604951.159、 X=4045891.26 Y=19604077.1410、X=4045891.26 Y=19603816.1411、X=4046011.26 Y=19603816.1412、X=4046011.26 Y=19603961.1413、X=4046751.26 Y=19603961.1314、X=4046751.27 Y=19604831.1415、X=4047911.27 Y=19604831.1316、X=4047911.27 Y=19604691.1317、X=4048541.27 Y=19604691.1318、X=4048541.26 Y=19603518.1219、X=4050334.74 Y=19603518.11该井田为不规则的多边形，井田面积为16.00km2，批准开采1号11号煤层。2009年山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发200982号文“关于长治市沁源县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”，批准山西沁新能源集团股份有限公司沁新煤矿为单独保留矿井，整合后矿井生产能力提升至1.5Mt/a，井田面积18.9369km2，批准开采111号煤层。山西省工商行政管理局以 “（晋）名称变核内【2009】第001275号”核准通知书，核准变更企业名称为山西沁新能源集团股份有限公司沁新煤矿。2009年11月29日山西省国土资源厅为该矿新下发证号C1400002009111220045579采矿许可证，批准开采111号煤层，生产规模1.5Mt/a，井田面积18.9369km2，开采深度+1349.92m+899.92m。沁（源）洪（洞）公路从矿区北部通过，向东17km至沁源县城接汾（阳）屯（留）二级公路及沁（沁源）沁（沁县）铁路，距太焦线沁县火车站76km, 距309国道张店镇54km，距南同蒲铁路介休市100km、平遥县城105km，交通极为便利。详见交通位置图1-1。图1-1 沁新矿交通位置示意图1.1.2 矿区气候条件本区属大陆性气候，四季分明，昼夜温差较大。据沁源县19881997年观测资料，年平均气温 8.6，最高气温可达35.6（1995年7月5日），最低气温-25.8（1990年2 月1 日）。年平均降水量 634.0mm，年平均蒸发量为1547.2mm，蒸发量大于降水量。结冰期为10月下旬至次年3月中旬，最大冻土深度为800mm（1993年）。夏、秋季多东南风，冬、春季多西北风，最大风速14m/s。1.1.3 矿区的水文情况本井田位于太岳山东源，属中、低山区。本区基本为基岩裸露区，但地层多被植被覆盖。区内山高沟深，地形复杂，最高点在井田中部摇岭湾，高程1423.6m，最低点位于井田东北部河床，高程1152.0m，相对高差271.60m。井田内沟谷发育，并呈放射状展布。本区属沁河水系，井田内无大的河流通过，东北部沟谷水流入狼尾河，西南部沟谷水流入柏子河，均为季节性河流。井田内历年最高洪水位线1149.5m，井口均位于洪水位线以上。1.1.4 地震烈度根据山西省地震基本烈度区划图，本区地震烈度为7度。1.1.5 电源 本矿井供电电源丰富，距矿井4.5km有南山35kV变电站，在公司内部还建有沁新公司35kV变电站和公司矸石发电厂，沁新公司35kV变电所主要服务于公司及沁新煤矿用电，矿井供电电源可靠。1.2 井田地质特征本矿区位于沁水煤田的西部边缘，霍山隆起的东侧。矿区内地层出露较好，区内出露的地层由西北向东南依次为下石盒子组上段，上石盒子组下段、中段，第四系更新统及全新统地层以角度不整合零星覆盖于区内各时代地层之上。1.2.1 地层及地质构造（一）地层本矿区位于沁水煤田的西部边缘，霍山隆起的东侧。矿区内地层出露较好，区内出露的地层由西北向东南依次为下石盒子组上段，上石盒子组下段、中段，第四系更新统及全新统地层以角度不整合零星覆盖于区内各时代地层之上。现结合矿区内及附近钻孔揭露资料，对矿区内的地层自下而上分述如下：1、奥陶系(O)为煤系地层的沉积基底。岩性主要为深灰色石灰岩、角砾状泥灰岩及泥质白云岩，下部夹似层状石膏，上部方解石细脉发育，具铁质浸染现象。2、石炭系(C)(1)中统本溪组(C2b)与下伏峰峰组呈平行不整合接触。该组厚度12.23-25.70m，平均19.19m，岩性以灰、灰白色铝质泥岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩为主夹石灰岩及薄煤层，底部多为以结核状黄铁矿为主的铁铝质岩。本组含植物化石鳞木、芦木及动物化石蜓科。(2)上统太原组(C3t)为主要含煤地层之一，与下伏本溪组呈整合接触。厚度101.79-119.10m，平均111.51m。由泥岩、粉砂岩、砂岩及石灰岩和煤层组成。按岩性组合可将本组分为上、中、下三段，各段特征详见本节含煤地层部分。3、二叠系(P)(1)下统山西组(P1s)为主要含煤地层之一，与下伏太原组呈整合接触，厚度44.50-54.38m，平均50.99m。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。(2)下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组整合接触，厚度114.43122.55m，平均117.10m，根据岩性组合特征，可分为上、下两段：下段(P1x1) 厚度38.90-72.71m，平均57.04m。岩性为深灰色、灰色泥岩、粉砂岩夹浅灰色细粒砂岩，下部夹极不稳定的薄煤层，底部K8为浅灰色中细粒砂岩，层面富含炭屑及白云母片，具交错层理，局部相变为粉砂岩。上段(P1x2)厚度42.79-75.53m，平均57.08m，以浅灰色、灰绿色、紫红色泥岩为主夹黄绿色中细粒砂岩，底部K9为灰绿色中细粒砂岩，顶部常为紫红、灰绿色含大量菱铁质鲕粒的铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”，是确定上石盒子组底界K10砂岩良好的辅助标志。(3)上统上石盒子组(P2s)与下伏下石盒子整合接触，厚度505m左右，根据其岩性组合特征可分为上、中、下三段。本区只有上石盒子组下段及中段大部分地层,厚度约400m左右。下段P2s1)平均厚度212.41m，浅灰、黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩、夹灰白、灰绿色中细粒砂岩。底部K10为灰白色、黄绿色中细粒砂岩，大型交错层理发育。下段P2s2)本段地层顶部缺失，厚度约190m，底部K12为灰、灰白色中粗粒砂岩，含云母片，具大型交错层强，局部含细砾；下部为紫红色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩，上部为黄绿色细粒砂岩与黄绿色、紫红色泥岩互层。4、第四系(Q)(1)中更新统(Q2)厚度010m，为红黄色、棕红色亚粘土、亚砂土夹古土壤及钙质结核，底部夹砂砾透镜体。(2)上更新统(Q3)厚度07m，为浅黄色亚砂土，结构疏松，具垂直节理，顶部偶夹褐色古土壤，含零星钙质结核。(3)全新统(Q4)厚度05m，上部为浅黄色砂土、亚砂土；下部为浅黄色、浅灰色分选磨圆均较差的砂砾层。 (二)含煤地层本矿区含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组和二叠系下统山西组、下石盒子组，其中太原组和山西组为主要含煤地层，本溪组和下石盒子所含煤层为极不稳定的薄煤层，无开采价值。现将太原组、山西组地层分述如下：1、石炭系上统太原组(C3t)从K1砂岩底到K7砂岩底，厚度101.79-119.10m,平均111.51m。整合于本溪组地层之上。主要由灰色、灰黑灰色泥岩、粉砂岩、中、细粒砂岩及K2、K3、K4石灰岩和煤层组成。为本区主要含煤地层之一，共含煤10层，含煤系数平均7.61%。按岩性、岩相及沉积旋回分三段叙述如下：下段(C3t1)从K1砂岩底至K2石灰岩底，地层厚度为44.24-57.63m,平均50.37m。主要为灰白色砂岩、灰灰黑色泥岩、铝质泥岩、粉砂岩及稳定可采的9+10 号及11号煤层所组成，下部夹12层不稳定的石灰岩或泥灰岩。底部K1砂岩为灰白色薄层状细中粒石英砂岩，岩性特征明显，致密坚硬，是一种良好的地层划分对比依据。中段(C3t2)从K2石灰岩底至K4石灰岩顶，地层厚度30.10-37.04m,平均33.04m。主要由三层深灰色石灰岩及灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩间夹二层局部可采煤层。底部为深灰色，巨厚层状致密、坚硬的K2石灰岩。含有丰富的有孔虫、蜓科、腕足类化石和燧石结核，中、下部常夹有一层灰黑色泥岩。自K2向上为灰黑色泥岩及其具波状层理的粉砂岩、细粒砂岩，多受黄铁矿浸染，其上发育有临近可采的8号煤层。 其顶板为深灰色，厚层状的K3石灰岩。K3石灰岩全区稳定，易于对比，K3至K4石灰岩间，为灰色、灰黑色的砂岩、粉砂岩和泥岩，顶部为层位稳定但不可采的7号煤层，其顶部即为深灰色、中厚层状， 致密坚硬的K4石灰岩。上段(C3t3)从K4石灰岩顶至K7砂岩底，地层厚度16.41-29.50m,平均24.58m。主要为灰黑色、黑色的泥岩、粉砂岩组成，含黄铁矿、菱铁矿结核，其间6 号煤层局部相部为炭质泥岩。本段依据岩相旋回分析，应为泻湖海湾相沉积。2、二叠系下统山西组(P1s)本组自K7砂岩底至K8砂岩底，整合于下伏地层之上。含本煤矿具有开采价值的1号、2号煤层。地层厚度44.50-54.38m,平均50.99m。岩性主要由灰白色中、细粒砂岩、灰黑色的粉砂岩、泥岩和煤层形成的45个沉积旋回所组成，依据其岩性和沉积旋回分析，属于滨海三角洲平原上的河控型沉积。其底部K7砂岩为中细粒长石石英砂岩，岩性及厚度变化较大，为滨岸沙坝沉积。其上沉积有3号薄 煤层,向上约7m左右，发育有2号煤层。此段以黑色泥岩、粉砂岩为主，夹中、细粒杂砂岩。2号煤层向上约20m左右发育有1号煤层。1号煤层之上为K8砂岩。以黑色泥岩、灰色、深灰色粉砂岩、细粒砂岩为主夹菱铁矿结核、铝质泥岩及炭质泥岩。 (三)构造该矿区地处沁水煤田西缘，霍山隆起以东，总体构造形态为一走向北北东倾向南东的单斜构造，地层倾角变化不大，一般在610左右，次一级构造以较宽缓的背向斜为主，构造形态符合区域构造特点。区内断层不发育，地表未发现断裂构造，经井下开采断距小于3m的断层20余处，在原矿区2号煤层开采过程中发现大小不等的陷落柱多处。现将褶曲及陷落柱情况分述如下：1、褶曲（1）S1向斜位于西北部并向北延伸出井田，走向N1525W，表现为缓波状起伏，两翼倾角68，井田内长度1.25km。（2）S2背斜位于西北部向北延伸出井田，走向近南北向，西翼较缓，倾角67，东翼较陡，倾角89，井田内长度1.20km。（3）S3向斜自井田东北角进入，总体走向SW，至南端转向SE，地表在郭家庄村东北已不明显，北中部西翼较陡，倾角610，东翼较缓，倾角5左右，井田内延伸长度3.30km，影响范围不大。（4）S4背斜位于井田东部，走向大致与S3向斜平行，其西翼即S3向斜之东翼，两翼基本对称，倾角57，井田内长度1.75km。以上褶曲地表均有产状控制，西部S1、S2经2号煤层开采揭露，东部S3、S4有钻孔进一步控制。（5）S5背斜位于中北煤矿、七一煤矿、五一煤矿一线走向近南北,西翼较平缓,倾角12-19，东翼较陡，倾角19-65。2、陷落柱井田内经地面地质填图和矿方井下开采资料提供,共揭露陷落柱36处，其中地表有6处，经井下开采揭露的陷落柱有30处，地表出露的6处平面形态呈似圆状、椭圆状，面积550151462m2。陷落柱中的岩层胶结程度较好，多为砂岩、粉砂岩、泥岩及炭质泥岩。3、岩浆岩该区无岩浆岩活动。总上所述，井田构造属简单偏中等。图1-2 沁新矿地层综合柱状图1.2.2含水层及其水文地质特征1、主要含水层特征（1）奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层含水层包括峰峰组和上马家沟组，井田内钻孔均有不同程度揭露奥灰地层，岩芯鉴定溶隙不甚发育。沁新煤矿水源井位于本井田北沁新煤矿主斜井附近，揭露奥灰318.22m，奥灰埋深198.90m。岩芯鉴定峰峰组灰岩溶隙不甚发育，上马家沟组灰岩溶隙发育,钻进至该层后冲洗液出现全漏失，漏失量达45m3/h,且岩芯采取率低，说明溶隙发育。该井奥灰岩溶水位埋深261.40m，标高932.40m，混合抽水试验结果为水位降深1.90m，涌水量为14.31L/s，单位涌水量为7.53L/s.m，属于富水性强的含水层，近年来水量明显减少，往东进入本井田随着奥灰埋深的增加,岩溶裂隙发育程度将随着埋深的增加而减弱。富水性也明显减弱。本井田属富水性强的岩溶裂隙含水层。（2）太原组薄层石灰岩岩溶裂隙含水层组该含水层组主要为K2、K3、K4三层薄层石灰岩组成。其中K2石灰岩较厚，厚4.50-10.09m，平均7.38m，为9+10号煤层顶板直接充水含水层，K3石灰岩平均厚7.12m，K4石灰岩平均厚7.30m，据ZK301号钻孔岩芯鉴定溶隙较发育，消耗量均较小，是由于埋藏深度较大，接受补给条件较差，因此，属富水性弱的含水层组。（3）碎屑岩类砂岩裂隙含水层组该含水层组主要由K7、K8、K9砂岩组成。K7砂岩为1、2号煤层底板直接充水含水层，厚1.00-4.23m,平均厚2.58m，岩性以细粒砂岩为主。K8砂岩为1、2号煤层顶板直接充水含水层，厚4.63-8.22m，平均厚6.56m。岩性经中细粒砂岩为主。K9砂岩为1、2号煤层间接充水含水层，可通过开采裂隙与K8砂岩含水层发生水力联系，该层浅埋地带风化裂隙发育，含水性有所增强，本矿井调查，矿坑水主要来自K9砂岩，水化学类型为HCO3+K+Na）型，钻孔揭露三层砂岩岩芯裂隙不发育，除201号钻孔冲洗液消耗量稍大外，其余钻孔消耗量均很小。因此，属含水性弱的含水层组。（4）基岩风化壳砂岩裂隙含水层组为各个不同地质时代的岩层与第四系接触，以石盒子组砂岩为主，区内大面积出露，为本区主要含水层组之一，砂岩层可达10层，以中细粒砂岩为主，风化裂隙发育，第四系覆盖厚度不大，植被发育，有利于大气降水入渗，一般排泄条件好，本区泉水大都来自该组砂岩，流量在0.02-0.5L/s之间，均排向沟中，地下水沿走向径流为主，垂向上存在泥岩阻隔难向下层补给。因此，含水性随埋深增加而减弱。（5）第四系松散岩类孔隙含水层组主要为全新统（Q4）及上新统（Q3）地层，岩性为砂土，砂砾层组成，厚0-15.00m,结构疏松，主要接受大气降水及山前基岩裂隙水补给，受季节影响明显，含水性与埋藏厚度相关，总体为含水性较弱的含水层组。2、主要隔水层（1）11号煤层以下及本溪组隔水层组主要由该地层中铝质泥岩、泥等组成，厚度约40m，不整合于峰峰组裂隙岩溶层之上。铝质泥岩及细粒砂岩的K1石英砂岩，隔水性能好，若无构造破坏，能阻隔其上、下含水层之间的水力联系，构成奥灰含水层的直接隔水顶板。（2）石炭系上统太原组上段隔水层组由K7砂岩底至K4灰岩顶之间的泥岩、粉砂岩组成，该段地层厚一般24.58m,若无构造沟通或遭受破坏，可成为2号煤层底板良好的隔水层。（3）二叠系砂岩含水层层间隔水层组主要由泥岩、粉砂岩等组成，呈层状分布于各砂岩含水层之间，形成平行复合结构，构造裂隙不甚发育。无构造沟通情况下构成各含水层间的良好隔水层组。3、含水层的补给、径流、排泄条件区内第四系砂砾层孔隙含水层分布不广，沉积不厚，地下水主要接受大气降水补给，同时接受矿坑排水的补给，地下水沿河谷向下径流排泄。二叠系砂岩裂隙含水层区内大面积出露，主要接受大气降水、第四系及地表水补给，主要以层间运移为主，在适宜的条件下又以泉的形式排泄于地表或第四系含水层。山西组、太原组含水层在北部沟谷埋藏浅，补给条件好，以层间运移为主，在一定条件下以泉的形式排泄或向深部奥灰排泄。奥灰岩溶裂隙含水层，主要在西部裸露区直接接受大气降水和地表水补给，其次是在覆盖区其上覆含水层通过构造的补给，沿地层走向运移为主，最后至广胜寺泉而排泄。4、井田水文地质类型（1）2号煤层：矿井涌水量主要来自煤层顶板砂岩裂隙水，富水性较弱，矿井调查涌水量主要为大巷水，因此，根据水文地质勘探类型划分为二类一型，水文地质条件属简单类型。（2）9+10号煤层：矿井涌水量主要来自煤层顶板K2灰岩裂隙水，富水性较弱，邻区矿井涌水量不大，一般小于100m3/d，区内大部分地段处于奥灰岩溶水位932.40m以下，但由于本溪组地层隔水层存在，且奥灰峰峰组岩溶不甚发育，区内构造简单，正常情况下，奥灰岩溶水难以构成下组煤层开采的威胁。因此，水文地质条件属中等类型。 (二)矿井涌水量2号煤层的直接充水含水层为K8砂岩，富水性弱，主要为顶板淋滤水，一般无水害威胁，但在井田浅埋地带开采2号煤层形成的导水裂隙带可以沟通上部含水层，因此在井田西部沟谷及紧邻北部采空区浅埋地带开采要注意防范浅层裂隙水沿导水裂隙涌入矿井，尤其是在雨季要严加防范，并加强井下排水设施的维护保养工作。下组煤层的直接充水含水层为K2灰岩，埋深较大，接受补给条件较差，据邻区资料该灰岩富水性弱，钻孔单位涌水量仅为0.005-0.212L/s.m,钻进消耗量一般小于1.00m3/h,难以形成矿井充水威胁。而奥灰上马家沟组岩溶发育,富水性强,水位标高932.40m,井田10、11号煤层大部地段位于奥灰水位以下,存在带压开采,根据煤层最低标高560m和540m考虑11号煤层底板隔水层有效厚度为30m,则煤层底板承受最大突水系数不超过0.13MPs/m,大于正常地段突水系数临界值,奥灰岩溶水对下组煤层矿床开采存在一定的突水威胁。采掘过程要特别加强隐伏导水断层和陷落柱的探测工作,防止奥灰岩溶水沿此导水通道涌入矿井。1、开采2号煤层矿井涌水量根据矿井规划面积，斜井开拓，井田2号煤层水文地质条件简单，初步预算矿井涌水量可获得如下结果。正常涌水量为270m3/d，最小涌水量120m3/d，最大涌水量480m3/d。2、计算公式和预测结果(详见表1-1)Q=Q0表1-1 2号煤层矿井涌水量计算煤层一般涌水量m3/d最小涌水量m3/d最大涌水量m3/d计算数据计算数据计算数据采用数据采用数据采用数据2号煤层901.22400.551602.18900400.001600.009+10号煤层1236.73673.891896.711300.00670.001900.003、预测结果评述计算所采用的水平地质参数，均系生产矿井水文地质资料，应用水文地质比拟法进行预算，预计了三种矿井涌水量，预测方法合理，结果正确，随着开拓范围的放大，致使塌陷裂隙的发展，上覆基岩风化带含水层，大气降水等的影响，矿井涌水量将发生变化，因此必须在生产过程中，应加强水文地质工作指导矿井安全生产。(三)供水水源在井田北部沟谷开采砂砾石层潜水，仅能解决小部分民用水，浅部砂岩裂隙水水源量有限，可以满足部分矿井生产用水，理想供水可选可选择奥灰岩溶水作为永久供水水源，如114队施工的奥灰水源孔，水位降深1.90m时,单井涌水量达1236m3/d,含水丰富,水量是有保证的,水质经沁源县卫生防疫站检验科化验，除肉眼可见物、大肠杆菌超标外，其它指标皆符合生活饮用水标准，因此，以奥灰岩溶水作为矿井供水水源是有可靠保证的。1.3煤层及煤质1.3.1煤层1、含煤性本区主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组。中石炭统本溪组和下二叠统下石盒子组亦含有数层薄煤层，其厚度小、稳定性差，变化大，均无开采价值。现将主要含煤地层山西组和太原组的含煤性叙述如下：（1）山西组本组地层厚度44.50-54.38m，平均50.99m，含煤46层，自上而下编号的有1号、2上号、2号、3号煤层，煤层总厚度4.86-8.59m，平均6.32m，含煤系数10.31%。本组所含较稳定可采煤层为2号煤层，1号、3号煤层为较稳定大部可采煤层，总厚度3.09-6.30m,平均3.97m。其它煤层个别点（孤点）达可采厚度无开采价值。（2）太原组本组地层厚度101.79-119.10m，平均111.51m，含煤6-14层。自上而下编号为有6、7、8、9、10、10下、11号煤层，煤层总厚度4.29-9.18m，平均7.34m，含煤系数7.36%，其中10、11号煤层属全区稳定可采煤层，煤层总厚度2.05-5.13m,平均4.16m。6号、8号及11号煤层下煤层个别点（孤点）达可采厚度，无开采价值。2、可采煤层本区可采煤层五层，山西组的1号、2号、3号共三层，太原组9+10、11号共两层，现将上述各煤层分述如下：1、1号煤层位于山西组上部，上距K8砂岩2.50-15.96m，平均8.07m，煤层厚度0.60-1.61m，平均0.98m。在西部边界附近的201号、82号孔及东南部的302号孔,煤层厚度小于最低可采厚度0.70m、大于或等于临界可采厚度0.60m,Q-1B孔由于1号煤层与位于其上的煤层合并,厚度增大为2.80m,属个别现象,且所含夹矸厚度达0.90m,可采厚度为1.10m,故采用其下分层厚度1.10m,符合井田内1号煤层规律，煤层厚度东北部稍厚,变化不大,该煤层结构简单,仅在19号孔含一层夹矸,厚度0.47m,其余均不含夹矸煤层顶底板主要为泥岩、粉砂岩，局部为砂岩。该煤层可采面积占88%，厚度变化系数（变异系数）36%，因此，属较稳定大部可采煤层。2、2号煤层位于山西组中部，上距1号煤层15.72-27.20m,平均间距20.45m，1号、2号煤层间距东北部较小（101号、19号孔），中部最大（Q-1B号孔），其它则变化不大，煤层厚度2.00-4.00m,平均3.00m。变化规律西厚东薄，变化不大，煤层结构简单，在Q-1B、Q-2号孔各含一层夹矸，其余均不含夹矸，煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）13%，因此，属稳定可采煤层。3、3号煤层位于山西组中下部，上距2号煤层4.50-11.36m,平均间距6.08m，2号、3煤层间距除302号孔为11.36m较大外，其余钻孔相差较小。煤层厚度0.25-1.50m,平均0.92m。厚度变化西厚东薄，在19号、202号孔不可采。煤层结构简单，不含夹矸，除302号孔顶板为细粒砂岩外，煤层顶、底板多为泥岩或粉砂岩。该煤层可采面积占71%，厚度变化系数（变异系数）45%，因此，属较稳定大部可采煤层。4、9+10号煤层位于太原组下段顶部，上距3号煤层62.20-82.63m,平均71.06m，与3号煤层间距西北厚、东南薄。10号煤层在东北部101号、19、202号孔钻孔厚度为1.02-1.40m,平均1.23m，变化不大,在其它钻孔均与9号煤层合并,厚度0.88-2.00m,平均1.48m,厚度Q-1号、Q-2号、302号孔相差无几，82号孔最大，201号孔最小，分叉、合并及厚度变化。煤层结构简单，在分叉区10号煤层无夹矸，合并区9+10号煤层含1-2层夹矸。煤层顶板合并区为石灰岩，分叉区为泥岩或粉砂岩，底板为泥岩或粉砂碉，西部为细粒砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）合并区为15%，因此，属稳定可采煤层。5、11号煤层位于太原组下段顶部，上距10号煤层17.83-22.80m,平均19.85m，间距变化不大,煤层厚度1.03-2.95m,平均2.05m。厚度变化规律表现为西南部厚东部和北部较薄。煤层结构简单至较复杂，含0-2层夹矸，夹矸岩性多为泥岩。煤层顶板多为泥岩，个别为粉砂岩或细粒砂岩，底板为泥岩、炭质泥岩或粉砂岩，该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）为34%，因此，属稳定可采煤层。表1-2主要可采煤层特征表地层单位煤层号煤层厚度（m）煤层间距（m）夹石层数顶板岩性底板岩性稳 定可采程度最小-最大平均最小-最大平均山西组10.60-1.610.9815.72-27.200-1泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩较稳定大部可采22.00-4.003.0020.454.50-11.360-1泥岩、砂岩泥岩、砂岩稳定可采30.25-1.500.926.0862.20-82.630泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩较稳定大部可采太原组9+101.02-1.401.230.88-2.001.4871.0617.83-22.800-2石灰岩、泥岩泥岩、粉砂岩稳定可采111.03-2.952.0519.850-2泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩稳定可采1.3.2煤质本井田煤质是根据井田内霍东找煤19号钻孔、详查补充勘探Q-2号钻孔和井田附近的沁安普查1501号钻孔煤芯煤样化验成果及沁新煤矿煤层煤样化验成果，结合沁安普查勘探地质报告成果进行评述。钻孔煤芯煤样均由山西煤炭地质研究所化验，沁新煤矿煤层煤样由山西沁新煤焦股份有限公司中心化验室化验。1、煤的物理性质及煤岩特征1号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具阶梯状，裂隙发育，条带状结构，视密度为1.34t/m3。2号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具参差状，裂隙发育，条带状结构，视密度为1.33t/m3。3号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具阶梯状，裂隙较发育，条带状结构，视密度为1.35t/m3。9+10号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具阶梯状，裂隙较发育，条带状结构，视密度为1.40t/m3。11号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具阶梯状，裂隙不发育，条带状结构，视密度为1.40t/m3。显微煤岩特征：各可采煤层显微煤岩组分：镜质组含量介于60-90%之间，平均在80%左右，主要为基质镜质体和均质镜 质体。半镜质组含量介于1-6%之间，平均在2.5%左右，多为无结构的团块状，棉絮状。丝质组含量介于5-30%，平均在15%左右，多为半丝质体、粗粒体、碎屑体。无机组分含量除11号煤层平均在20%左右外，其余煤层均在10%左右，主要以粘土为主，呈分散状和充填状，可见少量的黄铁矿和次生方解石（多在10号煤层见到）。1.3.3瓦斯，煤尘，自燃及地温1、瓦斯据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发2010746号“关于长治市2009年度 30万吨及以上（含30万吨）矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”，该矿井2009年度瓦斯最大绝对涌出量7.866 m3/min，瓦斯最大相对涌出量1.732m3/t； CO2绝对涌出量3.25m3/min，CO2相对涌出量1.6m3/t，为低瓦斯矿井。2、煤尘及煤的自燃倾向2号煤层火焰长度25mm，抑止煤尘爆炸最低岩粉用量55，2号煤层煤尘有爆炸性；2号煤层煤的吸氧量为0.81cm3/g，自燃倾向性等级为III级，自燃倾向性为不易自燃。3、地温、地压据井下调查，未发现有地温和地压异常现象。本井田应属地温和地压正常区。2 井田境界与储量2.1井田境界该井田为不规则的多边形，井田面积为18.9369km2，批准开采1号11号煤层，生产规模为1.5Mt/a。矿井井田由以下19个拐点坐标连线圈定：1、 X=4050635.09 Y=19608091.122、 X=4047444.29 Y=19608091.143、 X=4047445.29 Y=19607880.144、 X=4045341.28 Y=19607890.155、 X=4045341.28 Y=19607381.156、 X=4045729.28 Y=19607381.157、 X=4045729.26 Y=19605077.628、 X=4045461.26 Y=19604951.159、 X=4045891.26 Y=19604077.1410、X=4045891.26 Y=19603816.1411、X=4046011.26 Y=19603816.1412、X=4046011.26 Y=19603961.1413、X=4046751.26 Y=19603961.1314、X=4046751.27 Y=19604831.1415、X=4047911.27 Y=19604831.1316、X=4047911.27 Y=19604691.1317、X=4048541.27 Y=19604691.1318、X=4048541.26 Y=19603518.1219、X=4050334.74 Y=19603518.11经测量井田面积为16.0 km2。2.2矿井储量2.2.1构造类型煤层内倾角为210.5，褶曲与断层均较不发育，无岩浆活动，为简单构造地区。2.2.2储量计算基础矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚的煤炭储量。（1）根据沁新煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算。（2）井田内2号煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。（3）煤层体积质量：主采煤层2号煤层容重为1.40t/m3。2.2.3安全煤柱留设原则 (1) 按照表土层岩层移动角45，基岩移动角=72（表土层按20m计）进行投影计算留设。经作图计算得工业场地保护煤柱宽度为20m。（2）井田边界煤柱留设为20m。2.2.4矿井地质储量计算本区可采煤层五层，山西组的1号、2号、3号共三层，太原组9+10、11号共两层，1号煤层厚度0.60-1.61m，平均0.98m，3号煤层厚度0.25-1.50m,平均0.92m，9+10号煤层厚度2.04-3.16m,平均1.48m,11号煤层厚度1.03-2.95m,平均2.05m。现确定2号煤层为主采煤层，故只设计2号煤层，采用地质块段法。2号煤层厚度2.00-4.00m,平均3.00m。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。2号煤层的储量采用地质块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C、D、E五个块段，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层地质总储量即为各块段储量之和，块段划分如图2-1所示。 图2-1 块段划分示意图矿井地质储量利用下式计算：(2-1)式中：m 各块段煤层平均厚度，m；r 煤层容重，2号煤层为1.40t/m3；S 各块段水平面积，km2； 各块段煤层的倾角；Z各个块段煤层的工业储量，Mt利用上式计算的A，B，C，D，E各块段的工业储量如表2-1所示。表2-1 2号煤层各个块段煤层的工业储量块段水平面积（km2）煤层倾角（）煤层平均厚度（m）各块地质储量（Mt）总的地质储量（Mt）A4.94.003.0012.6567.37B1.88.003.004.69C3.32.203.008.50D3.33.003.008.50E2.75.003.006.98因此，2号煤层矿井的地质储量为41.32Mt。 同理计算出1、3、9+10、11号煤层的矿井地质储量分别见表2-2。表2-2 各煤层地质储量煤层号矿井地质储量（Mt）总的地质储量（Mt）122.01189.32267.37320.669+1033.241146.04则矿井地质储量：。2.2.5矿井工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：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的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1 分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10% 分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-3：表2-3 矿井工业储量计算表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量102.2311.3630.673.4118.93合计113.59234.08Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k （2-2）其中：k=0.8Zg=102.23+11.36+30.67+3.41+18.930.8=162.81 Mt2.2.6矿井可采储量 1. 井田边界保护煤柱根据沁新矿的实际情况，人为井田边界保护煤柱取20 m，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算：P=HLmr (2-3)式中：P井田边界保护煤柱损失，Mt；H井田边界煤柱宽度，20m；L井田边界长度，17284.7m；m煤层厚度；r煤层容重， 1.40t/m3；代入数据得：P边=HLmr=2017284.7（0.98+1.84+0.92+2.64+2.05）1.40=4.08 Mt2.工业广场保护煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定：工业广场的面积为0.81.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为120万吨/年，所以取工业广场的尺寸为300m400m的长方形。煤层的平均倾角为6.25度，工业广场处在井田的中央，其中心处埋藏深度为950.0m，该处表土层厚度为20m，主井、副井、地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场维护带宽度为20m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-3 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-4 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲积层厚度/m950.05.003.008045727272由此根据上述以知条件，画出如图2-2所示的工业广场压煤计算示意图：图2-2 工业广场压煤计算示意图由图可得出保护煤柱的尺寸为：由CAD量得梯形的面积为250464.22m2 S煤=250464.22/cos6.25=251976.08m2则：工业广场的煤柱量为： P工=S煤MR (2-4)式中：P工工业广场煤柱量，万吨；S 工业广场压煤面积，m2；M 煤层厚度；R 煤的容重， 1.40t/m3；则： P工 =251976.08（0.98+1.84+0.92+2.64+2.05）1.4=2973821.696t=2.97 Mt3.大巷保护煤柱取大巷保护煤柱的宽度为30m计算可得大巷保护煤柱总量为：1.07Mt综上，矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-5。表2-5 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱4.08大巷保护煤柱1.07工业广场保护煤柱2.97合计8.124.矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：Zk=(Zg-P)C(2-5)式中：Zk矿井设计可采储量，Mt；Zg矿井的工业储量，Mt；P保护煤柱损失量，Mt；C采带区采出率，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。本矿2号煤层厚度为3.0m，属于中厚煤层，故取0.8；ZK=(162.81-4.08-2.97-1.07)0.8=123.75Mt3 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330d，矿井每昼夜净提升时间为16 h。工作制度采用“三八制”，每天三班作业，两班生产，一班准备，每班工作8h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1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。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、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矿井设计生产能力因为本井田资源丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为120万吨/年。3.2.3.井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。（1）矿井开采能力校核沁新矿2号煤层为中厚煤层，煤层平均倾角为5.00度，地质构造简单，赋存较稳定，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面来满足井型要求。（2）运输能力的校核本矿井设计为大型矿井，由第四章的开拓方案比较后可知，开拓方式为立井两个水平开拓，主立井采用箕斗提煤，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。工作面生产的原煤经分带斜巷里的胶带输送机运到大巷，由大巷内的胶带输送机运至井底煤仓，再经主立井箕斗提升至地面，运输连续，能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的运输。大巷辅助运输采用电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核矿井瓦斯涌出量大，属于瓦高斯矿井，而且矿井煤尘没有爆炸危险性。矿井前期采用中央并列式通风，后期开采第二水平时采用对角式通风，矿井达产初期对首采带区只需先建一个中央风井即可满足矿井的通风需求，后期不满足通风要求时再建两个边界风井，可以满足整个矿井通风的要求。（4）储量条件校核井田的设计生产能力应与矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK)(3-1)其中：T 矿井的服务年限，a；Zk矿井的可采储量，123.75Mt；A 矿井的设计生产努力，120万吨/年；K 矿井储量备用系数，取1.4；则： T=123.75100/（1201.4）=73.7 a；由表3-1可得本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。煤炭工业矿井设计规范第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.4。表3-1矿区建设规模和均衡生产服务年限矿区规模 万t/a8001000500800300500100300最低服务年限a707060505）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是两个水平开采，一水平在+375m。 矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK)(3-2)式中：T 矿井一水平的服务年限，a；Zk矿井一水平的可采储量，123.75Mt；A 矿井的设计生产能力，120 Mt / a；K 矿井储量备用系数，取1.4；则： T=123.75100/(1201.4)=73.7(年)由表3-2可知煤层倾角低于25，矿井设计生产能力为1.22.4Mt/a时，第一开采水平设计服务年限不宜小于25a。本设计中，煤层倾角低于25，设计生产能力为1.2Mt/a，第一水平服务年限为73.7a，符合规范的规定。表3-2 不同矿井第一水平设计服务年限矿井设计生产能力(万t/a)第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上353005003012024025201545902015154 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，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。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、合理的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。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：（1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。（2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。（3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。（4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。（6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1井筒形式的确定（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。具体见表4-1。本矿井山高沟深，地形复杂，从地形地貌条件看显然不能采用平硐开拓。主采2号煤层为近水平煤层，平均5.00，松散层厚度70120m，平均80 m，煤层埋藏深度(300m以上)，最深的达到380m，若采用斜井开拓，角度为15时需开凿1192.2m长的斜井，运输及通风线路长，同时还需要穿过较厚的富含水层的表土层，施工难度较大，显而易见采用斜井是不太合理；而且此井田倾斜长度较大，采用立井多水平开拓能较合理的兼顾浅部和深部的开采。故本设计首先考虑采用立井开拓方式，因此，井筒形式确定为立井。表4-1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1.运输环节和设备少、系统简单、费用低。2.工业设施简单。3.井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4.施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5.煤炭损失少。平硐开拓受地形埋藏条件限制，受地形影响特别大有足够储量的山岭地带、煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区斜井与立井相比：1.井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2.地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁。3.主提升胶带化有相当大提升能力，能满足特大型矿井的提升需要。4.斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从斜井井筒撤离。与立井相比：1.井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2.通风线路长、阻力大、管线长度大。3.斜井井筒通过富含水层，流沙层施工维护技术复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1.不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2.井筒短，提升速度快，对辅助提升很有利。3.当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4.井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利。1.井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2.井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。（2）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。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；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；井田两翼储量基本平衡；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；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；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。依据本矿实际条件，同时满足井筒位置确定的原则，主、副井均布置在井田高级储量中心附近，沿走向位于走向中央，沿倾向位于中偏上位置。4.1.2工业场地的位置（1）布置要求工业广场应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的文物古迹，风景区、内涝低洼区和采空区，不受岩崩、滑坡、泥石流和洪水等地质灾害威胁；工业场地应少占耕地，少压煤；距水源，电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。（2）工业场地位置结合以上要求，根据井筒位置，工业场地的布置：井田走向的中央和倾向的中部偏上；工业广场的长边与井田走向边界大致平行。（3）工业场地形状、面积根据表2.3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为12 ha，形状为矩形，长为400 m，宽为300 m。4.1.3开采水平的确定开采水平划分的依据：（1）是否有合理的阶段斜长；（2）阶段内是否有合理的分带数目；（3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；（4）要使水平高度在经济上合理。根据煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350m。 本设计针对2号煤层，2号煤层倾角2o8o，平均5，为近水平煤层，故设计为单水平开采，可用带区式的准备方式，如图4-1所示。图4-1 带区的准备方式4.1.4矿井开拓方案比较（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：立井单水平开拓（岩巷）主、副井均为立井，布置于井田中央；大巷布置于井田中央，将井田以带区为主要准备方式进行划分，中央并列式通风，如图4-2所示。图4-2 方案一方案二：立井单水平开拓（煤巷）主、副井均为立井，布置于井田中央；大巷布置于井田中央，将井田以带区为主要准备方式进行划分，中央并列式通风，如图4-3所示。图4-3方案三：斜井单水平开拓（岩巷）主、副井均为斜井，布置于井田中央；大巷布置于井田中央，将井田以带区为主要准备方式进行划分，中央并列式通风，如图4-4所示。图4-4方案四：斜井单水平开拓（煤巷）主、副井均为斜井，布置于井田中央；大巷布置于井田中央，将井田以带区为主要准备方式进行划分，中央并列式通风，如图4-5所示。图4-5（2）技术比较以上所提四个方案中，水平划分、主副井位置、大巷布置位置及层位总体基本一致，主要区别在于井筒形式、大巷长度、大巷位置等不同而引起部分基建、生产经营费用差异。方案一与方案三比较，区别在于方案一采用立井开拓，而方案三采用斜井开拓。与立井开拓相比，斜井开拓的井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，建井期较短；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；斜井一般无需大型提升设备，同类矿井的斜井提升机也较立井提升机型号小，因而初期投资少。与斜井相比，立井开拓井筒短，提升速度快，能力大，对辅助运输有利；井筒断面大，能放下外形尺寸较大的材料和设备；井筒支护条件好，利于维护。结合本矿实际地质情况，地面标高+1230m，煤层埋深+1150+750m，井田内煤层埋藏不深、表土层不厚、无流沙层、水文地质条件简单，且为近水平煤层，故暂取斜井开拓方案。（3）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此，把相近的一、二方案和三、四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。各方案的粗略估算费用表见表4-2表4-2 各方案粗略估算费用表方案一方案二基建费（万元）岩石2352015387.0010-4=煤层2352012723.0010-4=大巷10832.45大巷8956.99生产费（万元）岩石1.2123750.30.42=1871.10煤层1.2123750.30.42=大巷大巷1871.10总 计（万元）费用/万元12703.55费用/万元10828.09百分数(%)117.32百分数(%)100.00方案三方案四基建费（万元）岩石2352011273.0010-4=煤层235209349.0010-4=大巷7936.19大巷6581.70生产费（万元）岩石1.2123751.190.42=煤层1.2123751.190.42=大巷7422.03大巷7422.03总 计（万元）费用/万元15385.22费用/万元14003.73百分数(%)109.87百分数(%)100.00通过粗略比较知，方案一和方案二中，方案二比较经济，选择方案二；而方案三和方案四中，方案四比较经济，选择方案四。方案二和方案四相比，掘进工程量、建井工程量、生产经营费用、基建费用等有较大差异。因此，两方案还需要通过详细的比较，才能确定最终的开拓方案。（3）详细比较再对方案二、四有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别汇总于表4-34-5中。表4-3方案二 立井单水平开拓（煤巷）项目数目基价费用小计/万元初期基建费用主井开凿表土段253089877.25 769.4 基岩段27525170692.18 副井开凿表土段253089877.25 794.6 基岩段28525170717.35 风井开凿表土段253089877.25 744.3 基岩段26525170667.01 井底车场煤巷10003431343.10 343.1 后期基建费用轨道大巷煤巷3520148485226.50 5226.5 运输大巷煤巷3520148485226.50 5226.5 基建费用小计13104.4 生 产费 用立井提升系数煤量/万t提升长度/km基价/元7128.0 1.2123750.31.60 排水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元2066.0 80876073.70.40 大巷运输系数煤量/万t平均运距/m基价/元2471.5 1.2123754755.10.35 大巷维护系数大巷长度大巷数量基价/元969.8 1.2352021148.00 通风费用系数线路长度基价/元374.1 1.26500479.59 生产费用小计13009.3 合计26113.7 表4-4方案四 斜井单水平开拓（煤巷）项目数目基价费用小计/万元初期基建费 用主井开凿表土段96.1522228213.72 2023.2 基岩段1057.69171081809.50 副井开凿表土段96.1522228213.72 2088.8 基岩段1096.05171081875.12 风井开凿表土段252222855.57 508.9 基岩段26517108453.36 井底车场煤巷10003431343.10 343.1 后期基建费 用轨道大巷煤巷4755.1111525302.89 5302.9 运输大巷煤巷4755.1111525302.89 5302.9 基建费用小计15569.9 生产费 用斜提升系数煤量/万t提升长度/km基价/元7196.5 1.2123751.153840.42 排水涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元2066.0 80876073.70.40 大巷运输系数煤量/万t平均运距/m基价/元2471.5 1.2123754755.10.35 大巷维护系数大巷长度大巷数量基价/元895.4 1.2325021148.00 通风费用系数线路长度基价/元374.1 1.26500479.59 生产费用小计13003.4 合计28573.3 表4-5费用汇总表方案方案二方案四项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期基建费2651.4100.004964.3187.23后期基建费10453133.147851100.00生产经营费13009.3100.413003.4100.46总费用26113.7101.1425818.5100.00通过上述表格比较可知方案二与方案四的总费用几乎没有差别，综合该矿井各个因素，最终选择方案二：立井单水平开拓（煤巷）。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有两个井筒，分别为主井、副井。（1）主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井1.2 Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多绳16 t侧卸式箕斗两套带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径6.5 m，净断面积33.18 m2，支护厚度450 mm，掘进断面35.6 m2；两侧钢丝绳罐道；每天提升16小时。井筒断面布置如图4-6。图4-6主井表4-6 主井井筒特征表井 型1.8 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615 m井 断 面 积33.18 m2井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土50 mm基岩段毛段面积44.18 m2表土段毛段面积44.18 m2（2）副井位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约60 m，担负全矿的材料、人员、设矸石的提升；兼做进风井。装备一对多绳1 t矿车双层四车窄罐笼和一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径7.2 m，净断面积40.71 m2，支护厚度500 mm（表土段壁厚1400 mm）。井筒断面布置如图4-7。图4-7 副井表4-7 副井井筒特征表井 型1.8 Mt/a提升容器一对1 t矿车双层四车窄罐笼一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井 筒 直 径7.2 m井 深625 m井 断 面 积40.17 m2井筒支护混凝土井壁厚500 mm表土段井壁厚10001400 mm基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积78.54 m24.2.2主要开拓巷道 由于瓦斯涌出量较小，煤层不易自燃，因此本设计只布置两条大巷。一条运输大巷，与主井连接，负责运煤、回风；一条轨道大巷，与副井相连，负责行人、进风和辅助运输。布置煤层大巷时，巷道沿煤层掘进，掘进速度快，掘进费用低，有利于采用综掘，沿煤层掘进能进一步探明煤层的赋存情况，所掘进的煤层倾角都很小，平均在5因此倾角对巷道的布置没有大的影响，同时2号煤层煤质中硬，维护不太困难，可以布置煤巷。根据2号煤层的赋存特点、煤层顶底板的岩性及煤层硬度，结合井下主、辅运输方式，确定井下轨道大巷布置在2号煤层中，运输大巷沿2号煤层布置。布置煤层大巷主要是考虑到大巷开拓工程量比采用双岩大巷要省，掘进施工容易，掘进速度快，出煤快，系统简单，而且煤质中硬，维维护条件不困难。大巷水平间距30 m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田中央，沿走向布置，坡度控制在3以内。运输、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷射厚度120 mm。运输大巷掘进宽度为4440 mm，高为3820 mm，设计掘进断面14.8 m2；轨道大巷掘进宽度为4440 mm，高为3820 mm，设计掘进断面14.8 m2。运输大巷和轨道大巷断面特征如图4-8和图4-9。图4-8 运输大巷表4-8 巷道特征表断 面/m2设计掘进尺寸喷射锚 杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度/mm排 列方 式排间距/mm长度/mm直径/mm12.814.644403770120树脂100三花80022002013.6图4-9 轨道运输大巷表4-9 巷道特征表断 面/m2设计掘进尺寸喷射锚 杆净周长/m净断面设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm12.814.644403620120树脂100三花70022002013.64.2.3井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运输至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在车场由蓄电池电机车牵引至工作面，少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井只要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电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：大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。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。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。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图4-5。1-主井 2-副井 3-轨道大巷 4-运输大巷 5-井底煤仓 6-中央变电所 7-水仓 8-爆破材料库 9-等候硐室 10-机头硐室 11-医疗室 12-水泵房图4-10 井底车场平面图（2）运输牵引方式大型矿井的副井空重车线的长度应为1.5倍列车长。一列矿车为20个车厢，采用1t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A,外形尺寸（长宽高）：20008801150（mm），故取调车线长度为70 m。（3）调车方式运输大巷的煤直接由电机车运入井底煤仓。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）硐室主井系统硐室立井系统硐室由机头硐室、井底煤仓、装载胶带巷及清理井底撒煤硐室等组成，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3636 t，所以需要煤仓容量为545.1 t，设置一个直径为6 m，高20 m的圆筒煤仓，总容量约700 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条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。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20m。矿井正常涌水量为270m3/h，最大涌水量为480m3/h，所需水仓的容量为：Q0=4808=3840 m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为: （4-1）式中:Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，9.00m2；L水仓长度，410m；则Q=9.00450=4050.00m3由上面计算得知：QQ0，故设计的水仓容量满足要求。其它硐室医疗硐室、机修硐室、井下材料库、火药库、换矸硐室、乘人车场等。5 准备方式带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置考虑到缩短建井工期，尽快使矿井投产，本矿井设计首采带区（西一带区）位于井田西翼，距离工业广场近，大巷掘进的同时就可以同时进行带区的巷道布置。5.1.2带区煤层特征带区所采煤层为2#煤层，煤层厚度2.00-4.00m,平均3.00m。变化规律西厚东薄，变化不大，煤层结构简单，在Q-1B、Q-2号孔各含一层夹矸，其余均不含夹矸，煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）13%，倾角平均为28，煤的容重1.4 t/m3。其煤层特征：2号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具参差状，裂隙发育，条带状结构，瓦斯含量较低，属于低瓦斯煤层。2号煤层火焰长度25mm，抑止煤尘爆炸最低岩粉用量55，2号煤层煤尘有爆炸性；2号煤层煤的吸氧量为0.81cm3/g，自燃倾向性等级为III级，自燃倾向性为不易自燃。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况2号煤层顶板为泥岩，局部出现细粒砂岩，厚度为0-0.50m，平均1.46m,为一套质软、易碎裂隙发育中等的泥岩；底板为一套质较硬，裂隙不太发育的泥岩，厚度为1.40-9.80m，平均5.29m。2号煤层顶板在西部为块状、坚硬、裂隙不发育的中细粒砂岩，厚度为0.90-3.20m，平均2.05m，在其它地区为粉砂岩,含砂泥岩、炭质泥岩，均质较硬，裂隙较发育，厚度为2.07-13.00m，平均6.60m；底板为一套质较硬,裂隙较发育的细粒砂岩或砂质泥岩,厚度为0.50-5.20m，平均3.31m。5.1.4水文地质2号煤层正常涌水量为270m3/d，最小涌水量120m3/d，最大涌水量480m3/d。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，煤层倾角平均28。带区中部没有大断层。5.1.6地表情况带区内对应地面有少数几个的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，所以采取全部搬迁措施，井田内部无河流，只在井田边界有少数河流。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可以保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果明显。5.2.2带区巷道布置（1）区段要素首采带区位于井田西翼，大巷的北侧，带区划分为9个分带。工作面长195m，两条回采巷道共10m宽，回采巷道间不留煤柱，每个分带宽215m。（2）带区瓦斯防治因本矿井所开采的2#煤层为低瓦斯煤层，根据煤矿安全规程无需开凿回风大巷。（3）带区回采巷道布置及通风方式工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工，采空区一侧留设5 m保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤柱。（3）开采顺序首采带区为西二带区，然后依次采东一、西四、东三带区，西二、东一带区由带区边界线划分，西四、东三带区间留带区煤柱30 m。（4）带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统。（5）带区运输带区内各分带的运输斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，带区辅助运输采用矿车运输，矿车经轨道大巷由蓄电池电机车运到辅助运输斜巷，然后由无极绳绞车运至工作面。图5-1 井田巷道布置图5.2.3带区生产系统（1）运煤系统煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机带区煤仓大巷胶带输送机井底煤仓主井地面。（2）辅助运输系统地面副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷分带轨道斜巷工作面。（3）通风系统2101工作面的风流路线为：副井井底车场轨道大巷带区行人运料斜巷带区轨道斜巷工作面带区运输斜巷运输大巷回风石门中央风井2101工作面通风系统路线图如图5-2所示。图5-2 通风系统风流路线图（4）排矸系统矿井投产后，基本不产生矸石；轨道大巷在煤层底板岩层中掘进，产生大量矸石，前期用于地面铺填，后期一方面用于采空区充填，一方面用连续牵引车排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，但在地面仍需设一定的排矸系统。（5）工作面供电系统地面变电站副井中央变电所轨道大巷辅助运输斜巷工作面。（6）排水系统工作面辅助运输斜巷轨道大巷井底水仓副井地面。5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，主要采用部分断面掘进机掘进，锚杆及时支护相配合；部分巷道采用炮掘巷道快速掘进技术，主要通过实现炮掘工艺中掘、支、运三大工序的爆破深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单进水平和劳动效率，改善安全环境和工程质量，降低巷道成本的实用技术。主要包括：中深孔爆破、锚杆成套支护等。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆钻机配合锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-型255 KW局扇，通风方式为抽出式。掘进面通风系统如图5-25.2.5带区生产能力及采出率（1）带区生产能力本矿井设计生产能力为1.2Mt/a，由于3.0 m综采工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。工作面生产能力计算工作面长度195m，煤层厚度3.0m，采煤机截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8m，往返一次割两刀，即两个循环，每班3个循环，每日共进行6个循环。设计割煤高度3.0m，每年生产330天。工作面生产能力按下式计算： （5-1）式中： A0工作面采煤机生产能力，Mt/a；H采煤机割煤高度，3.0m；煤层容重，1.4t/m3；L工作面长度，195m；a采煤机截深，0.8m；n工作面昼夜进刀次数，取6次；C工作面回采率，厚煤层取0.93。把数据带入式5-1得： 带区生产能力计算带区生产能力按下式计算： （5-2）式中：A带区生产能力，Mt/a；K1工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2带区内掘进出煤系数，取1.1；A0工作面日生产能力，1.21Mt/a。把数据带入公式5-2得：矿井设计井型为1.2 Mt/a，首采带区生产能力为1.33Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。（2）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区实际采出煤量与带区工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量100%东一带区工业储量为：13.61Mt东一带区实际采出煤量为11.77Mt：则：带区采出率=11.77/13.61100%=86.50%根据煤炭工业设计规范规定：带区采出率：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。设计首采带区采出率为0.87，符合煤炭工业设计规范规定。6 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1 采煤方法的选择带区所采煤层为2#煤层，煤层厚度2.00-4.00m,平均3.00m。变化规律西厚东薄，变化不大，煤层结构简单，在Q-1B、Q-2号孔各含一层夹矸，其余均不含夹矸，煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）13%，倾角平均为28，煤的容重1.4 t/m3。其煤层特征：2号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具参差状，裂隙发育，条带状结构，瓦斯含量较低，属于低瓦斯煤层。2号煤层火焰长度25mm，抑止煤尘爆炸最低岩粉用量55，2号煤层煤尘有爆炸性；2号煤层煤的吸氧量为0.81cm3/g，自燃倾向性等级为III级，自燃倾向性为不易自燃。根据可采煤层特征表，2煤层的倾角为5的近水平煤层，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。经详细讨论，确定主采煤层选用综采开采工艺，选用综采开采工艺的优越性为：有利于合理集中生产；对煤层及地质条件具有较强的适应性；具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低1030元综合考虑分层综采采煤法与其它采煤法的优缺点，决定选用倾斜长壁全部跨落一次采全高。6.1.2 回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该采区的煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为150250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为195m。6.1.3 工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。综采工作面的走向长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：V0=0.86330=1584m/年。6.1.4 综采工作面的设备选型及配套（1）工作面配套设备的选择工作面的关键参数见表6-1。表6-1 工作面关键参数表工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（）1953.0简单、无夹矸支撑掩护式5根据工作面的关键参数，查综采综掘高档普采设备类型配套图集选用编号为ZC186ZZ38的配套设备。三机标准型号见表6-2。ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表6-3。MG300-W型采煤机主要技术特征见表6-4。SGZ764/264A型刮板输送机主要技术特征见表6-5。SZB-764/132型转载机主要技术特征见表6-6。PCM110型破碎机主要技术特征见表6-7。SSJ1000/2160型带式输送机主要技术特征见表6-8。表6-2 三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机ZZ4000/18/38MG300-WSGZ764/264A表6-3 ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表项目技术特征单位标准型号ZZ4000/18/38形式支撑掩护式支架高度1.8-3.8m宽度1.42-1.59m中心距1.5m初撑力3141.6kN工作阻力4000kN支护强度0.7MPa对底板比压1.431.58MPa适应煤层倾角30供液泵压75MPa运输尺寸（长宽高）55.9581.421.8m重量15.9T设计单位上海分院制造厂家苏南煤机厂表6-4MG300-W型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG300-W采高2.03.7m适应媒质硬度F=13煤层倾角35截深800mm滚筒直径1.6、1.8、2.0m牵引方式无链牵引力500kN牵引速度08m/s链条规格销轮齿轨滚筒中心距8389mm机面高度1488mm卧底量286mm电动机型号YSKBC300A/300功率300kW台数1台电压1140V冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距2275mm最小不可拆卸件尺寸326012751039mm总重40T设计单位鸡西煤机厂生产厂家鸡西煤机厂表6-5 SGZ764/264A型刮板输送机主要技术特征见项目技术特征单位型号SGZ764/264A设计长度200m出厂长度150m运输能力700t/h链速1.12m/s电动机型号KBY550-132功率2132KW转速1475r/min电压1140V布置方式平行布置中部槽规格（长宽高）1500764222mm园环链规格（dt）2692-Cmm刮板链形式中双链刮板间距920mm与采煤机配套牵引方式无链牵引制造厂家张家口煤机厂表6-6 转载机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-SZB-764/132张家口工业路60号煤矿机械厂与带式输送机重叠长度m11.44出厂长度m29.7运输能力t/h700链 速m/s1.34电动机型 号-KBY550-132功 率kW132转 速m/min1470电 压V1140圆环链规格（dt）mm2686-C刮板链型式-双边链中部槽规格（长宽高）m1.50.7642.22刮板间距mm516质 量t24.90表6-7 破碎机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-PCM110张家口工业路60号煤机厂结构特点-轮 式进料口宽度mm700出料口度mm700过煤能力t/h1000破碎能力t/h1000电动机型 号-KBY-550/110功 率kW110电 压V1140外部尺寸（长宽高）mm456020251808质 量t14.692表6-8伸缩带式输送机项 目单 位数 目备 注型 号-SSJ1000/2160安徽淮南蔡家岗煤矿机械厂输送长度m1200运输能力t/h1000传动滚筒直径mm630托辊直径mm108带 速m/s2.5电动机型 号-YSB-160功 率kW1602电 压V660输送带类 型-阻燃输送带宽 度mm1000机头外部尺寸（宽高）mm26461705储带长度m100质 量t120（2）液压支架的校核支架支护强度校核根据液压支架支护强度校核公式知，公式为式6-1。g = kHr （6-1） 式中：g顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa；k采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取6-8)；H工作面的采高,3.0m；r顶板岩石容重,最大取2.65t/m3； 代入数据得: g =73.02.659.5/1000=0.5MPa0.7 MPa由计算数据可知所选支架支护强度符合要求.根据ZZ4000/18/38型支撑掩护式液压支架的特征表可知，工作阻力为4000kN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%4000kN =3000 kN （6-2）由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为3141.6KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。支架的结构参数校核支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的公式为：Hmin=MminS2a （6-3）S2=dMmaxR2 （6-4）Hmax=MmaxS1 （6-5）S1=dMminR1 （6-6）式中：Mmin Mmax与煤层相应的最小、最大采高；Hmin Hmax支架的最小、最大高度，m；S2支架在最小采高时，后柱处的顶板下沉量，m；S1支架在最大采高时，前柱处的顶板下沉量，m；d顶板级别系数，取0.025；R2支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，3.55m；R1前柱到煤壁的距离，2.15m；a支架的卸载高度，0.05m。将相关数据带入以上各式可得：S1=0.0252.652.15=0.142(m)S2=0.0253.683.55=0.327(m) Hmin=2.650.3270.05=2.273(m)Hmax=3.680.142=3.538(m)由上述可知，Hmin、Hmax在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控顶设计的要求。（3）采煤机的工作方式采煤机主要技术参数特征见表6-4所示。图6-1 端部斜切进刀工作方式由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机双向割煤，追机作业，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，在工作面端头斜切进刀，上行、下行均割煤，往返一次进两刀，采煤机过后，先移架后推刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒510m和1015m。进刀方式采煤机采用割三角煤，工作面端头进刀方式，其进刀过程如图6-1所示。进刀过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留设有一段下部煤（见6-1.a）；调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见6-1.b）；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见6-1.d）；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，反程正常割煤，见图6-1。优点：a.采煤机切入煤壁的阻力小；b.操作简单，容易实现。缺点：a.工作面两端控顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理；b.采煤机往返次数多、距离长，故辅助时间比较长。该采煤机适用条件为：a.顶煤较为稳定；b.回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。6.1.5 各工艺过程注意事项（1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50mm。机头、机尾各10m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50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的23），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300mm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）推溜要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.6m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。（4）清煤质量标准工作面没有超过100mm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。（5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用3台端头支架，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。1) 端头支架必须达到初撑力。2) 端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，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。（6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。（7）提高块率、保证煤质的措施在各转载点落煤处加设缓冲装置。在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在合适的速度。破碎机锤头高度保持在150200mm之间。机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。在顺槽皮带机头处加设除铁器。各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮 、木料)进入运煤系统。顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。支护设计工作面支护设计采用ZZ4000/18/38支撑掩护式液压支架。移架方式采用依次顺序艺架，又称单架连续式。支架沿采煤机的牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条线。该方式操作简单，易于保证质量，并能够适应不稳定顶板，应用广泛。移架操作方式采用邻架自动依次顺序移架，支护方式用及时支护。6.1.6 工作面端头支护和超前支护综采工作面和普采工作面端头支护方式基本相同，主要有以下几种：（1）单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的端头支护方式相同。该方式使用性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。（2）自移式液压支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差；（3）用工作面液压支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞后与工作面中间支架一个截深。表6-9 PDZ型端头支架主要技术特征见表型号PDZ工作阻力（kN）9000初撑力（kN）7070最小支撑高度（mm）1.6最大支撑高度（mm）3.8支护强度（MPa）0.75中心距（mm）1.5底板比压（MPa）0.64支护面积（m2）9.28（4）工作面采用DZ3820110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。辅助进风巷的超前支护：从煤壁线向外30m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧0.25m打20m一排单体柱，柱距0.7m；中间一排距第一排2.5m，打20m一排单体柱，柱距0.7m；另一侧距煤柱0.9m打20m一排单体柱，柱距0.7m。胶带运输平巷的超前支护：从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500mm左右（人行道侧），柱距1m。机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为1m的戴帽点柱（用单体柱）。（5）超前支护管理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。超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、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。在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外。6.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标（1）劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为一次采全高，设计采高为3.0 m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10 m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.8 m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（两班生产，一班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为8h。循环方式为生产班每班进3个循环，检修班进一个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6-10。表6-10 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1班 长33392采 煤 机 司 机22263移 架 工22264刮板输送机司机11135转 载 机 司 机11136泵 站 司 机11137皮带输送机司机33398端 头 维 护 工334109验 收 员111310清 煤 工221511电 工115712看 电 缆 工111313库 工-3314机 动 人 员333915合 计24243379（2）技术经济指标循环产量按下列公式计算： （6-7） （6-8） （6-9）式中：Q1割3.0 m采高段一刀煤产量，t；Q2割过渡段一刀煤产量，t；Q循环产量，t； L1工作面3.0 m采高段倾斜长度，m；L2工作面过渡段倾斜长度，m；S循环进尺，0.8m；M1工作面中段采高，3.0 m；M2工作面过渡段采高，取平均值2.5 m；煤的容重，1.4 t/m3；C工作面可采范围内回采率，86.5。则：Q1=(195-20)0.83.01.40.865=508.62tQ2= 200.82.51.40.865=48.44 t循环产量：Q=Q1+Q2=508.62+48.44 =557.06 t日产量=Q日循环数=557.066=3342.36 t吨煤成本根据矿上实际数据取为220元/t，工作面主要技术经济指标见表6-1-9。表6-11 工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面走向长度m1952工作面倾斜长度m22003工作面倾角54采 高m3.05煤的容重t/m31.46循环进尺m0.807循环产量t557.068日循环数个69日产量t3342.3610坑木消耗m3/万t111乳化液消耗kg/万t50012回采工效t/工65.6613回采率%90.314吨煤成本元/t22015月推进度m144中国矿业大学2011届本科生毕业设计第133页6.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项（1）综合机械化采煤工作面，必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自燃发火倾向和矿山压力等因素，编制设计，报告矿务局总工程师批准；（2）运送、安装和拆卸液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和管理顶板的措施，并指定专人负责；（3）综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。支架间的煤、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放炮松动1.5厚的老顶；（4）采煤机采煤时，必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。（5）严格掌握采高，严禁采高超过支架允许的最大高度，当煤层变薄时，采高不得不小于支架允许的最小采高；（6）综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架，否则，必须增设其他形式的支护。（7）由于工作面的下口装载机机尾安有破碎机，必须加保护栅栏，防止人员进入；（8）综合机械化采煤工作面放炮时，必须有保护液压支架和其它设备的安全措施；（9）乳化液的配制、水质化验、配比等，必须符合有关规定要求，否则不得使用。6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面瓦斯涌出量小，为低瓦斯工作面，生产能力为1.2 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。工作面回采巷道采用单巷布置，布置方式为一进一回，每个工作面共布置两条斜巷：一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤；两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷施工，靠近采空区斜巷留3 m保护煤柱。工作面巷道倾角平均28，总体呈近水平。利于辅助运输和施工；巷道断面尺寸可以满足设备顺利通过，并有相当的富裕系数，符合煤矿安全规程；经过风速检验，满足要求。6.2.2回采巷道参数（1） 断面采用胶带输送机运煤，无极绳绞车斜巷运料、运设备；故带区运输斜巷布置1000 mm宽的皮带运煤，布置动力电缆；带区轨道斜巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。 （2） 斜巷支护（见采煤方法图）各斜巷断面形状及支护特征均相同：为锚网索组合钢带支护，矩形断面。运煤斜巷宽4.6 m，高为3.0 m，掘进断面16.56 m2；回风斜巷宽4.1 m，高为3.0 m，掘进断面13.12 m2。两巷和开切眼埋深在300-400 m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不能起到省而有效的作用。因此，本设计采用锚杆支护的现代高效支护方式。顶板支护W钢带组合锚杆支护，并进行锚索补强。锚杆直径22 mm，长度2.4 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230 kN，锚杆间排距800 mm；WX220/3.0型钢带宽为220 mm，长4250 mm（轨道巷长3750 mm），厚3 mm；采用菱形金属网护顶；单根钢绞线锚索，长6.3 m，首采面安设在巷道顶脊线处，间距1.5 m。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度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1m。巷帮支护锚杆直径22 mm，长度2.4 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230 kN，锚杆间排距800 mm；锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成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，帮锚杆必须跟顶支护。7 井下运输7.1概述根据沁新矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助运输采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车运输设备和材料；工作面辅助运输采用无极绳绞车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带运输机连续不间断运输。针对西一带区具体设计如下。7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层埋藏不深，表土层不厚，煤质优，厚度大，煤层生产能力大，井型为1.2Mt/a。矿井工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修；每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。7.1.2煤层及煤质带区所采煤层为2煤层。2煤层为一稳定较稳定、结构简单的厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在28，平均5；无烟煤，容重为1.40 t/ m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较低；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。7.1.3运输距离和辅助运输设计斜巷平均运距为1100 m, 最大运距2200 m；大巷平均运距为950 m，最大运距2000 m。故从井底车场到工作面最大运距为4000 m。带区内布置一个工作面、两个掘进面保产，设计综采综采工作面日产量3342.36 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输量，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；人员运输考虑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。7.1.4矿井运输系统矿井井下运输方式多样，根据矿井具体情况选用。运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、运矸系统等。（1）运输方式运煤：本井型属于大型矿井，需要一定的井下运输能力；矿车运输效率低，运输环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带运输能实现连续运输，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带运输机运煤。辅助运输回采工作面为大功率采煤机进行综采开采，工作面斜巷主要采用锚杆组合钢带支护，其辅助运输量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定期运输。结合其他矿井的成功经验，设计采用连续牵引车运输支架等大件设备，实现工作面运输连续高效。巷道掘进采用部分断面掘进机掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对较少；由于连续牵引车具有储绳梭车等特殊系统配置，同样可以采用连续牵引车实现变距离运输。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘站换乘电机车牵引的人车，由其送达带区车场；远工作面换乘无极绳牵引的人车。爆破材料和油品等轻型货物按照煤矿安全规程，采用专用设备包运，单独运至目的地。（2）运输系统运煤系统：综采工作面皮带斜巷主运输大巷主井井底煤仓主井地面。掘进工作面掘进面皮带斜巷主运输大巷主井井底煤仓主井地面。运料系统：地面副井井底车场轨道大巷辅助运输斜巷工作面。地面副井井底车场轨道大巷掘进面辅助运输斜巷掘进工作面。人员运送系统：地面副井井底车场辅助运输大巷带区车场各个工作地点。运矸系统：矿井辅助大巷布置在煤层中，其延伸掘进没有矸石产生。7.2带区运输设备选择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，不要出运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合理经济等。7.2.2带区运输设备选型及能力验算（1）运煤设备运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区运输设备配套选型如下：前后刮板输送机型号为SGB-764/264，转载机型号为SZB-764/132；破碎机型号为PCM110；斜巷可伸缩胶带输送机型号为SSJ/2160。各设备技术特征见表6-3、表6-4、表6-5、表6-6。运输能力验算设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为440 t/h，工作面刮板运输机生产能力为700 t/h，转载机的生产能力为700 t/h，破碎机通过能力为1000 t/h，斜巷皮带通过能力为1000 t/h，带区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。（2）辅助设备近年来一些现代化矿井相继采用了单轨吊、齿轮机车、卡轨车等多种辅运方式，机械化程度有所提高，目前国外大量使用的卡轨车以绳牵引的占大多数，只适合固定段的运输，运输距离不能太长，一般不超过2 km，不能进入多条分支巷道，只适合坡度较大的斜巷运输。单轨吊需增加大量U 型钢拱形支架或梯形钢支架，钢材消耗量大；锚喷巷道吊挂，锚杆需承受不小于150 kN的拉拔力。本设计选用我国首创的连续牵引车，该系统配置有无极绳绞车、张紧装置、梭车、尾轮、压绳轮、托绳轮和人车等。其中，无极绳绞车有37 kW、55 kW和75 kW三种。梭车有带紧急制动闸和不带紧急闸两种形式。系统直接利用现有轨道系统。可实现不经转载的直达运输。在6以下坡道采用37 kW无极绳绞车；在10以下坡道采用55 kW无极绳绞车；在12以下坡道采用75 kW无极绳绞车。可实现液压支架整体运输要求，配备专用人车后在工作面巷道实现人员运输。本矿井的工作面巷道均沿煤层掘进，煤层倾角多在10以下，煤厚在24m之间，在掘进过程中可以保证巷道坡度最大10。设计选用SQ-1200-75连续牵引车，具体参数见下表7-1：其优点如下：绞车操作机构简单，操作简单；主机体积小，便于工作面巷道安装。多功能张紧器不但解决了两股钢丝绳的分绳问题，而且抬高了滚筒低绳、压低了滚筒上绳，增大了钢丝绳的围包角。张紧采用动、定滑轮组合方式，利用移动式滑轮来吸收储存余绳、缓冲冲击力，使用效果很好。采用不同方式固定尾轮，能够适应采煤掘进生产期间的尾轮频繁移动。双地滚式托绳轮使分开的两钢丝绳大大减少了磨损和运行阻力。副绳压绳轮仅压副绳一道绳，解决了钢丝绳低洼出副绳上的问题。表7-1 连续牵引车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-SQ-1200-75兖矿集团常州科技所最大牵引质量t22最大运行坡度12牵引力kN60绳 速m/s1.0/1.7双速储绳长度m1000电动机型号-YB250M-4功率kW75转速r/min14807.3大巷运输设备选7.3.1主运输大巷设备选择因采用一次采全高综采回采工作面，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效节约化生产，大巷带式输送机的运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为500 t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1000 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，采用CST可控启动装置。大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。7.3.2辅助运输大巷设备选择由于以上设备代价高，对地质条件要求严格，因此设计矿井采用架线式电机车牵引平板车和固定车厢式矿车运输设备、人员、材料和矸石。井下运输车辆特征及用量如下：表7-2 电机车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-ZK7-6/550常州工矿电机车厂粘 重t7轨 距mm600供 电V550小时制牵引力N15092小时制h11最高速度/in25电动机型号-ZQ-25功率kW24数量台2调速方式-电 阻制动方式-电阻机械最小弯道半径7外形尺寸（长宽高）mm445610541500受电器高度距轨面mm18002200固定轴距mm1100数 量辆3表7-3 固定矿车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-MG1.1-6A淮南矿山运输机械厂容 积m 31.1名义载重t1轨 距mm600牵引高度mm320缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN60外形尺寸（长宽高）mm20008801150车轮直径mm300质 量kg592数 量辆50表7-4 平板车技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-MPC15-6淮南矿山运输机械厂最大载重t17名义载重t15轨 距mm600牵引高度mm238缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN300外形尺寸（长宽高）mm25001500340轴距mm1100质 量kg1030数 量辆30表7-5 人车技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-PRC-12吉林市矿山机械厂乘坐人数个12最大行车速度m/s3轨 距mm600牵引高度mm238坡度1.5最大牵引力kN30外形尺寸（长宽高）m m428010201525轴距m m1500质 量kg1448数 量辆107.3.3运输设备能力验算（1）主运输设备设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为500 t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1000 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，两者均采用SSJ1000/2160型号可伸缩胶带输送机，其采用CST可控启动装置，配YSB-160型电动机，大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。（2）辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人员运送要求。工作面最大运距2200m；大巷平均运距为950 m，最大运距2000 m。正常生产期间材料、设备运量为每班60 t；根据工作面最大运距2200 m，大巷平均运距为950 m，最大运距2000 m；大巷平均行车速度3 /s，斜巷行车速度1 /s，装卸载调车等车时间取30 min，牵引车每班可运行约5次，所选15 t电机牵引车2辆，每班运输能力为75 t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的运输要求。8 矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为1.2Mt/a ，服务年限89.3年。矿井工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修；每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。矿井煤层埋藏浅，表土层不厚，煤质优，厚度大，煤层生产能力大。井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于1.732 m3/ t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。矿井开拓方式为立井单水平（煤巷）开拓：水平标高950 m，其中设立井2个，主立井直径6.5 m，净断面积33.18 m2，支护厚度450 mm，掘进断面35.6 m2，井深300m；副立井直径7.2 m，净断面积40.71 m2，支护厚度500 mm（表土段壁厚10001400 m），井深290 m。主井采用两个16 t侧卸式箕斗提升煤炭：副井设计采用装备一对多绳1 t矿车双层四车窄罐笼和一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。8.2主副井提升8.2.1主井提升（1）设备选型矿井设计生产能力为1.2 Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装备16 t两个侧卸式箕斗，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（），提升能力为600 t/h。具体参数见表8-1。表8-1 箕斗技术参数项 目单 位数 目备 注型 号-JDG16/1504Y淮南煤矿机械厂名义载重t16有效容积317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度1000箕斗自重t17.8表8-2 多绳摩擦式提升机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号JKM-2.5/6（）洛阳矿山机械厂主导轮直径3.5导向轮直径3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径35数 量条4间 距250最大提升速度/s14外形尺寸(长宽高)69.53表8-3 钢丝绳技术特征表项 目单 位数 目型 号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中 心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积/mm2501.52参考重力N /100m4664钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）/N702000安全系数8.3（2）运输能力验算矿井设计日产量为3342.36 t，设计净提升时间为16 h,平均每小时提升量为208.9 t，小于主井箕斗提升能力。设计综采回采工作面和两个掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为208.9t/h，主井提升能力为600 t/h,两者之差为391.1t/h，在主井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，煤仓直径为7.0 m，有效装煤高度为20 m，容量为1200 t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的运输任务。8.2.2副井提升设备选型根据矿井掘出矸石量为56 t/h，同时下井的最多人数为70。选择罐笼型号为GDG1/6/4K，落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.254（）A，钢丝绳等具体参数如下：表8-4 罐笼技术参数表项 目单 位数 目备 注型 号GDG1/6/2/4K武汉科技院钢丝绳罐道GDS1/6/2/4K装载矿车型 号NG1.1-6A车 数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.28最大终端载荷kN378尾绳数根2提升首绳数 量根4直 径39.5表8-5 多绳摩擦提升机技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号JKM-2.8/6（）洛阳矿山机械厂主导轮直径2.8导向轮直径2.5纲丝绳最大静张力kN529最大静张力差kN150有导向轮直径28数 量条4间 距250最大提升速度/s14.75外形尺寸(长宽高)7.98.52.7表8-6 钢丝绳技术特征表项 目单 位数 目型 号绳619股（1+6+12）绳纤维芯直径钢丝绳mm28钢 丝1.8钢丝绳总断面积/mm2289.95参考重力/100m2740钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21400钢丝破断拉力总和（不小于）/N405500安全系数14表8-7 井上固定天轮的基本参数项 目单 位数 目型 号TSG2500/16名义直径2500绳槽半径16钢丝绳直径2729钢丝破断拉力总和N661500两轴承中心距800轴承中心高200变位重力N5500总 重N151209 矿井通风及安全9.1矿井通风系统的选择9.1.1矿井地质概况该矿区地处沁水煤田西缘，霍山隆起以东，总体构造形态为一走向北北东倾向南东的单斜构造，地层倾角变化不大，一般在610左右，次一级构造以较宽缓的背向斜为主，构造形态符合区域构造特点。区内断层不发育，地表未发现断裂构造，经井下开采断距小于3m的断层20余处，在原矿区2号煤层开采过程中发现大小不等的陷落柱多处。在井田范围内，2煤层赋存稳定，平均倾角5，矿井相对瓦斯涌出量为平均1.732 m3/t，煤层自然发火危险性和煤尘无爆炸性均较弱，。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井单水平带区式拓，水平标高950m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分四个带区。9.1.3开采方法带区内布置一个综采工作面保产，工作面长度195 m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条斜巷。综采工作面生产能力为3342.4 t/d，每日推进度为4.8m，采煤机选用MG300-W采煤机，截深0.8 m，平均采高为3表9-1 综采工作面机电设备表序 号地 点机电设备名称型 号容 量1工作面采煤机MG300-W300 kW2工作面刮板输送机SGZ764/264A2132kW3工作面液压支架ZZ4000/18/384000 kN4工作面端头支架PDZ9000 kN5运输斜巷刮板转载机SZB-764/132132 kW6运输斜巷破碎机PCM110 110 kW7运输斜巷伸缩带式输送机SSJ1000/2160 2160kW8运输斜巷乳化液泵站RB160/40125 kW9运输斜巷喷雾泵站WPZ320/6.350 kW10运输斜巷配电器KYX-111运输斜巷移动变电站KBSGZY-T-630/64000 kWm，日进6刀。综采支架型号为ZZ4000/18/38。综采工作面装备的部分机电设备见表9-1。为了保证生产正常接替，前期准备2101工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；后期准备2109工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和一个北翼胶带运输煤层大巷掘进头。9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用矿车辅助运输，工作面斜巷连续牵引车运输。井底车场设变电所、充电硐室。带区内不设变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化9.2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（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、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-2。表9-2 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多工业场地布置集中广场保护煤柱少通风阻力较小，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，后期维护费用大建井期限略长，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通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件：地表表土层厚约80 m，水平标高为1230 m；煤层为近水平煤层，分四个带区，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。根据以上分析，且矿井年产量1.2 Mt，属大型矿井，本设计选用中央并列式通风方式。9.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。其可分为自然通风和机械通风。矿井通风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）抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（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，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（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。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，故矿井采用抽出式通风。9.2.4带区通风系统的要求带区通风总要求：（1）矿井通风网络结构合理；集中进、回风线路要短，通风总阻力要小，多阶段同时作业时，主要人行运输巷道和工作点上的污风不串联。（2）内外部漏风小。（3）通风构筑物和风流调节设施及辅助通风机要少。（4）充分利用一切可用的通风井巷，使专用通风井巷工程量最小。（5）通风动力消耗少，通风费用低。带区通风系统基本要求：（1）每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口。（2）进风井巷与采掘工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5 mg/m3。(3）新设计的箕斗井和混合井禁止作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进风流的含尘量达到上述要求。(4）主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体的污染，井口排风不得造成公害。（5）矿井有效风量率应在60%以上。（6）采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿风流通风，电耙司机应位于风流的上风侧，有污风串联时，应禁止人员作业。（7）井下破碎硐室和炸药库，必须设有独立的回风道。（8）主要通风机一般应设反风装置，要求10 min内实现反风，反风量大于40%。9.2.5带区通风方式的确定带区通风系统是矿井通风系统的中心，其结构决定着矿井通风系统的最重要的参数和指标（如漏风量，稳定性程度等），因而搞好带区通风是保证矿井安全生产的基础。矿井相对瓦斯涌出量为1.732 m3/t，小于10 m3/t，属于低瓦斯矿井，采区采用两条上山就可满足通风、生产的需要，采区上山采用一进一回的通风方式。一进一回的通风方式一般可以采用两种方式：分带轨道斜巷进风，运煤斜巷回风；运煤斜巷进风，分带轨道斜巷回风。轨道斜巷进风与运煤斜巷进风的比较：轨道斜巷进风：这种通风方式新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。带区下部的绞车房易于通风，运煤斜巷进风：由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。运输机设备所散发的热量，使进风流的温度升高。此外，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。结合以上信息，本设计选用轨道斜巷进风，运输斜巷回风。故工作面宜采用“U”形通风方式。9.3矿井风量计算9.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定通风容易时期和通风困难时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。本设计只针对开采2煤层时期：（1）容易时期的采煤方案开采西一带区2101工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面2109；平巷掘进头两个；岩石掘进头一个。（2）困难时期的采煤方案2煤开采后期下山开采西三带区工作面时为通风困难时期：设回收边角煤煤巷掘进头两个。通风容易时期和通风困难时期的通风系统立体示意图见图9-1、图9-2。9.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量（1）各用风地点需风量计算公式或经验数值部分：在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： （9-1）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，； 掘进工作面实际需要风量的总和，； 硐室实际需要风量的总和，； 矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，； 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。（1） 采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际需要风量，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，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。按瓦斯涌出量计算： （9-2）式中：按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取=1.21.6；炮采工作面可取=1.42。总进风量按二氧化碳涌出量的计算可参照瓦斯涌出量的计算方法。已知=1.732，=1.5，可得：=1001.7321.5 =259.8 图9-1 容易时期矿井通风立体图图9-2 困难时期矿井通风立体图按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表（9-1）的要求：长壁工作面实际需要风量（），按下式计算： （9-3）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，；第i个采煤工作面风速，m/s；第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算， 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。已知=1.6 m/s，=14.8，可得：=601.614.8 =1420.8表9-4 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度，。C采煤工作面风速，m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5按人数计算实际需要风量（）；=4 （9-4）式中：按人数计算实际需要风量，；4每人每分钟供给4m3的规定风量，；第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=58，可得：=458 =232取三者中最大值1420.8。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0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算0.2560 （9-5）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，；第i个采煤工作面的平均面积，m2 。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）；240 （9-6）已知=14.8 ，=1420.8，可得：2223552由风速验算可知，=2112 符合风速要求。（2）备用面需风量的计算按下式计算：=0.5 （9-7）式中：备用工作面所需风量，1420.8。所以：备用工作面所需风量为：=0.51420.8=710.4。（3）掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：按沼气涌出量计算：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： （9-8）式中：第i个掘进工作面实际需风量，；该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.52；已知=1.732 ，=1.6，可得：=1001.7321.6 =277.12 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。 （9-9）式中： 按人数掘进工作面实际需要的风量，；4每人每分钟供给4m3的规定风量，；第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。可得=240 由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=277.12（4）硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型爆破材料库为100150 ，中小型爆破材料库60100 ，采区绞车房及变电所为6080 ，充电硐室按经验给100200。 结合本矿实际，取火药库实际风量为130，绞车房实际风量为70，变电所实际风量为70 ，充电硐室为150 。（5）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算： （9-10）式中：按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，； 该巷道瓦斯绝对涌出量，； 该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.21.3； 已知=5 ，=1.2，可得； =13351.2 =798 （6）矿井总风量综上，考虑到矿井通风系数，取=1.2，结合公式（9-1），通风容易、困难时期矿井总风量计算如下：容易时期：=1420.8+710.4+277.123+（130+70+70+150）1.15 =3890 困难时期：=1420.8+710.4+277.122+（1302+702+702+150）+7981.2 =5008.1 根据矿井人数计算，按下式计算： （9-11）式中：根据矿井人数计算需风量，；井下同时工作的做多人数；风量备用系数；已知=500人，=1.5，可得：=45001.5 =3000两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为3890 ，通风困难时期为5008.1。9.3.3风量分配配风的原则和方法根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。（1）综采工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%：综=1420.81.2=1705.0 （2）准备工作面：备=710.41.2=852.5（3）煤巷掘进工作面：掘进=277.121.2=332.5（4）岩石大巷掘进面：Q掘=277.121.2=332.5（5）机车检修、充电硐室：Q充=1501.2=180（6）火药库：Q火=1301.2=156（7）其它巷道：Q其它=7981.2=957.6经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表9-5。表9-5 井巷风速验算表容易时期困难时期最高允许风速井巷名称风速/ms-1井巷名称风速/ms-1ms-1副井2.94副井3.078井底车场4.68井底车场4.908轨道大巷5.91轨道大巷5.378进风斜巷3.52进风斜巷3.526工作面1.92工作面1.924回风斜巷2.94回风斜巷2.946运输大巷5.91运输大巷5.378备采面进风斜巷1.76备采面进风斜巷1.766备采面0.96备采面0.964备采面回风斜巷1.47备采面回风斜巷1.476中央风井7.54中央风井7.87159.4矿井阻力计算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。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。9.4.1计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；（2）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。（3）矿井通风网路中有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此应首先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.2矿井最大阻力路线在通风网络图中选出最大的通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。通风容易时期的最大阻力路线：123111213148910通风困难时期的最大阻力路线：123121314151617910219.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：井下多数风流属于完全紊流状态，故 （9-12）式中：摩擦阻力，Pa；实验比例系数，常数；矿井空气密度，kg/m3巷道周界，m；巷道长度，m；空气流动速度，m/s；巷道断面面积，m2令，Ns2/ m4或kg/m3若通过井巷的风量为 (m3/s),则=/,代入上式，得： （9-13）对于已定型的井巷，、和等各项都为已知数，值只和成正比。故把上式中的项用符号来表示，即，Ns2/m8 （9-14）此称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受和、的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。 故 （Pa） （9-15）上式就是在完全紊流状态下的摩擦阻力定律。当摩擦风阻一定时，摩擦阻力和风量的平方成正比。按照上述计算方法，沿着选定的两条最大阻力风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风困难两个时期的井巷通风总阻力分别为： ，Pa （9-16） ，Pa （9-17）式中： 1.2容易时期的局部阻力系数；1.15 困难时期的局部阻力系数。图9-3 容易时期通风网络图图9-4 困难时期通风网络图矿井通风总阻力：容易时期：=1.21189.89 =1327.87 Pa困难时期：=1.152403.42 =2763.93 Pa9.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式： （9-18）矿井通风等积孔计算公式： （9-19）表9-6 容易时期矿井摩擦阻力井巷名称网络编号长度(m)断面周长阻力系数104/Qhfr（m2）（m）Ns2/ m4/ m3/s/Pa副井井筒12290.0040. 1722.61343.0084.7023.82井底车场23278.0012.8017.7965.0075.6491.18带区下部车场34150.0012.8017.7965.0074.2445.59带区轨道斜巷452200.0012.0014.0075.0075.64764.84液压支架工作面56195.0022.0020.00330.0045.0424.52带区回风斜巷672200.0014.4015.4050.0045.04115.09回风行人巷78150.0012.8017.7965.0045.1216.84运输大巷89200.0012.8017.7965.0045.1222.45中央风井1011300.0033.1814.13343.084.7028.56合 计1189.89表9-7 困难时期矿井摩擦阻力井巷名称长度断面周长阻力系数104/Qhfr（m）（m2）（m）Ns2/ m4/m3/min/Pa副井井筒290.0040. 1722.61343.0093.7923.82轨道大巷1743.0012.8017.7965.0080.72626.20辅助轨道巷200.0012.8017.7965.0058.2037.35带区下部车场150.0012.8017.7965.0058.2028.02带区进风斜巷2400.0012.0014.0075.0058.20493.97液压支架工作面195.0022.0020.00330.0058.2040.94带区回风斜巷2400.0012.0014.0075.0058.30424.76回风行人巷150.0012.8017.7965.0058.3028.11辅助运输巷126.0012.8017.7965.0080.9245.49运输大巷1743.0012.8017.7965.0080.92626.20中央风井300.0033.1814.13343.0093.7928.56合 计2403.42式中：矿井风阻，Ns2/m8；矿井总阻力，Pa；矿井总风量，m3/s；矿井等积孔，m2。结合以上公式，把已知值代入，可得：容易时期：总风阻为：=1327.87/84.702 = 0.19Ns2/m8总等积孔：=1.1917/=2.77m2困难时期:总风阻为：=2763.93/93.792=0.31 Ns2/m8总等积孔：= 1.1917/ =2.13 m2通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-9：表9-8 矿井等积孔容易时期困难时期等积孔(m2)2.772.13表9-9 矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿中阻力矿小阻力矿困难中等容易1 m212 m22 m2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2 m2，总风阻均小于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。9.5选择矿井通风设备9.5.1选择主要通风机根据煤炭工业设计规范等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列通风机选型的原则：（1）风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。（2）当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。（3）风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5；风机的转速不大于额定值的90%。（4）考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。（5）正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。自然风压由煤矿设计规范可知：矿井进、出风井井口的标高差在150 m以下，井深均小于400 m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小的多；本矿井进、回风井在同一工业场地中布置，标高相差不足2 m。故设计中不计算自然风压，即：=0。主要通风机工作风压该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压： （9-20）式中： 通风容易时期主要通风机静风压，Pa；表示通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；表示容易时期帮助通风的自然风压，=0。表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故：= 1327.87+0+50 = 1357.87 Pa通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压： （9-21）式中：通风困难时期主要通风机静风压，Pa；表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；表示困难时期反对通风的自然风压，=0；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故： =2763.93050 = 2813.93 Pa主要通风机的实际通过风量因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算： （9-22）式中： 实际风量，m3/s；1.05抽出式矿井通风外部漏风系数；风井总风量，m3/s。容易时期：=1.053890.0 /60=68.08 m3/s困难时期：=1.055008.1/60=87.64 m3/s主要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。主要通风机工表9-10 主要通风机工作参数一览表项 目容易时期困难时期单 位风量/m3s-1风压/Pa风量/m3s-1风压/Pa矿井开采水平68.081357.8787.642813.93作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期： （9-23）=1357.87/68.082= 0.29 NS2/m8困难时期： （9-24）= 2813.93/87.642 = 0.32 NS2/m8图9-5 通风机特性曲线风机风压与风量的关系：容易时期： 困难时期：通风容易和困难时期风阻见表9-11。表9-11通风容易和困难时期风阻容易时期困难时期 (NS2/m8)0.290.32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-8-No24C-2250kW型的对旋式轴流风机。根据FBCDZ-8-No24C-2250kW的对旋式轴流风机的性能曲线，可以确定主要通风机实际工况点，见表9-12。表9-12 主要通风机工况点型号时期叶片安装角/（）转速 (rmin)风压 (Pa)风量 (m3/s)效率/%输入功率kWFBCDZ-8-No24C-2250kW容易387401700760.74280困难477402900890.763809.5.2电动机选型根据矿井通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率和计算电动机的输出功率。由/=280/380=0.740.6，故通风容易时期和困难时期需要选用相同的电动机。电动机的输出功率按困难时期： （9-25）式中： 电动机的输出功率，kW；通风机的输入功率，kW；电动机容量备用系数，取1.15；电动机效率，取0.90；=3801.15/0.90 =485.56（kW）根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为YBF450L2-8的电动机，其详细参数见表9-13。表9-13 电动机参数型号功率（kw）转速（rpm）效率（%）Y1000-10/430500740929.6安全灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（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聚瓦斯的地点，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，各个转煤点应进行喷雾洒水。9.6.2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，本矿自然发火期长，但为确保安全，应预备部分黄泥用于危险时期灌浆。9.6.3防水措施（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，确认无突水危险后，方可前进。接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；打开隔离煤柱放水时；接近有出水可能的钻孔时；接近有水或稀泥的灌泥区时；底板原始导水裂隙有透水危险时；接近其它可能出水地区时。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煤的牌号优质气煤2可采煤层数目层53可采煤层总厚度m8.434煤层倾角28（平均5）5（1）矿井工业储量Mt189.32（2）矿井可采储量Mt123.756（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班27（1）矿井年生产能力Mt/a120（2）矿井日生产能力t/d3342.368矿井服务年限a73.79矿井第一水平服务年限a73.710井田走向长度m5300井田倾斜长度m400011瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/t1.73212（1）矿井正常涌水量m3/h270（2）矿井最大涌水量m3/h48013通风方式中央并列式14开拓方式立井单水平15一水平标高m95016生产的工作面数目个117采煤工作面年推进度m158418（1）移交时井巷工程量m9600（2）达产时井巷工程量m1280019开拓掘进队数个320大巷运输方式机车牵引固定矿车21矿车类型固定矿车和自制平板车22电机车类型台数蓄电池电机车3台23设计煤层采煤方法综采一次采全高24（1）工作面长度m195 （2）工作面推进度m/月132 （3）工作面坑木消耗量m 3/千t0.6参考文献1 徐永忻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20032 徐永忻.煤矿开采学.徐州：中国矿业大学出版社，19993 林在康、左秀峰.矿业信息及计算机应用. 徐州：中国矿业大学出版社，20024 邹喜正、刘长友.安全高效矿井开采技术.徐州：中国矿业大学出版社，20075 张宝明、陈炎光：中国煤炭高产高效技术，徐州：中国矿业大学出版社，20016 钱鸣高、石平五.矿山压力及岩层控制. 徐州：中国矿业大学出版社，20037 于海勇.综采开采的基础理论. 北京：煤炭工业出版社，19958 王省身.矿井灾害防治理论与技术. 徐州：中国矿业大学出版社，19899 .中国煤炭建设协会。煤炭工业矿井设计规范. 北京：中国计划出版社，200510 岑传鸿、窦林名.采场顶板控制与监测技术. 徐州：中国矿业大学出版社，200411 蒋国安、吕家立.采矿工程英语. 徐州：中国矿业大学出版社，199812 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践. 北京：煤炭工业出版社，200113 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册. 北京：煤炭工业出版社，199414 中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 北京：煤炭工业出版社，200115 朱真才、韩振铎.采掘机械与液压传动. 徐州：中国矿业大学出版社，200516 洪晓华.矿井运输提升. 徐州：中国矿业大学出版社，200517 中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册. 徐州：中国矿业大学出版社，199218 章玉华.技术经济学. 徐州：中国矿业大学出版社，199519 郑西贵、李学华.采矿AutoCAD2006入门与提高. 徐州：中国矿业大学出版社，200520 王德明.矿井通风与安全. 徐州：中国矿业大学出版社，200721 杨梦达.煤矿地质学. 北京：煤炭工业出版社，200022 刘刚.井巷工程.徐州：中国矿业大学出版社，200523 中国煤炭建设协会.煤炭建设井巷工程概算定额（2007基价）.北京：煤炭工业出版社，200824 林在康、李希海.采矿工程专业毕业设计手册. 徐州：中国矿业大学出版社，200825 杜计平.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，2008专题部分巷道的快速掘进与支护技术摘要：针对巷道快速掘进面采场顶板岩层的运动规律和采场矿山压力显现规律有其特殊性的特点，着重研究巷道快速掘进的影响因素以及快速掘进的方法，利用现场观测、理论分析及数值模拟等研究手段，得出巷道快速掘进的影响因素以及快速掘进的方法，和如何对巷道进行支护。关键词：巷道快速掘进，相似模拟，巷道支护0 引言目前，在我国一次能量消费结构中，煤炭占75%以上。煤炭不仅是我国的基本燃料，又是重要的工业原料，电力、钢铁、石油加工、水泥、化学原料五大行业都离不开煤炭，因此，煤炭工业的发展直接关系到国计民生。为使我国能源战略持续稳定的发展，必须稳步高效地发展煤炭工业。我国是世界上煤炭资源最丰富的国家之一。据不完全统计，己知含煤面积约55000k了，探明总储量在9000亿t以上，居世界前列。自1989年，我国一直是世界第一大煤炭生产国和消费国，煤炭产量占世界煤炭产量的1/4以上。快速、安全、高效地掘进巷道是煤矿生产的先决条件, 是保证正常的采掘衔接、开展有效的瓦斯治理、建设两安双高矿井的必要条件。随着我国煤炭生产和现代化机械水平的不断提高，大部分大中型煤炭企业已经走上了集约化、可持续发展的道路。如何提高巷道掘进速度及其支护是摆在所有矿井迈向现代化的关键。 1巷道快速掘进的影响因素和方法煤矿巷道掘进生产是一项综合性施工工艺，因此其掘进速率受到多重因素的综合影响，取决于施工建设地段客观地质条件、 掘进采用装备、 技术生产水平及各生产施工工序的紧密衔接程度，同时科学有效的生产组织管理则可显著提升煤矿巷道掘进生产速度， 创设良好的生产环境。1.1巷道快速掘进的影响因素1.1 .1地质构造影响因素煤矿巷道生产掘进过程中地质构造是首要影响因素， 具体体现在煤岩硬度、 围岩节理、 褶区构造及劈里发育状况、 瓦斯量、顶板、 底板稳定性、 涌水量标准等。优质的地质条件为煤矿巷道掘进提供了良好的基础条件， 因而必然提升掘进速度， 相反复杂多变地质条件会产生对快速掘进的制约作用。例如煤岩硬度较高地质条件构成的稳定顶板会令支护条件变好， 在实施掘进之前我们只要开展临时性支护， 完成掘进后再实施永久支护即可， 基于支护与掘进作业的并行开展特征， 必然会令掘进机工作效率显著提升。而岩层具有的褶曲断层节理则可令其煤层厚度产生变化， 在发生变化位置则较易形成冒顶、 塌落或偏冒现象， 会对掘进施工安全性与进度造成严重影响。煤矿开采进程中瓦斯一直是一大难题， 在煤矿巷道掘进施工进入煤层或他类复杂地质构造地段， 瓦斯涌出量有可能大大增加， 进而造成巷道内瓦斯浓度提升， 对掘进施工造成了不良威胁。因此为确保巷道掘进开采施工的科学有序与顺利进行， 我们必须降低工作面与回风风流含有瓦斯浓度， 该环节令建设矿井成本大大增加， 同时还影响了巷道掘进施工的正常速度。1.1.2 装置设备影响因素科技的迅猛发展令各类新型巷道掘进设备、技术不断涌现， 并稳步提升了掘进速度， 然而， 从我国总体掘进开采设备水平来讲， 虽然品种齐全， 却欠缺优质性能， 且自动化应用程度有限，因而呈现出一定的滞后发展状态。具体体现在我国生产研发的掘进开采机械设备质量性能有待进一步提升，消耗刀具现象较大，设备故障率居高不下造连续开机率始终不高， 对煤矿巷道生产掘进速度形成了不良影响， 也引发了高效煤矿生产障碍。1.1.3 煤矿巷道掘进施工管理组织及施工工艺影响因素我国宏观经济发展进程中电力短缺成为阻碍其快速发展的首要因素，为缓解供电压力进一步造成了我国煤炭产量的供不应求状况， 为追求可观经济利益， 许多企业忽视持续发展而一味的提升煤炭生产量， 并非依据生产计划实施生产行为。同时企业管理人员欠缺科学性施工管理组织，片面追求生产进度， 无法重视对工程建设的规范规程编制与有效质量监管，进一步导致工程计划的制定无法实现有效贯彻落实，为后续的煤矿生产埋下了不良安全隐患。另外基于煤矿巷道掘进生产设备性能与质量的局限性，相应造成了各项施工工艺水平的滞后并引发了掘进速度无法快速提升局面。1.2巷道快速掘进的方法1.2.1加强地质预测预报工作 为巷道连续快速掘进打好基础对于地质条件极其复杂的矿井，不论是岩巷还是煤巷，施工中经常遇到断层及构造带，不仅影响了施工进度，而且威胁安全生产 为此，我们充分利用三维物探 钻探等进行超前探查，控制地质构造，并进行地质动态分析等以便准确掌握构造情况，为巷道连续施工赢得了时间，为巷道快速掘进打下了良好的基础。1.2.2优化运输系统 加快排矸（ 煤） 速度矿车排矸出货，一直是我们沿袭至今的传统做法，运输不畅，存在安全隐患 我们可以通过学习，改变思维方式，引入 矿车不进掘进头 的新理念，煤巷采用皮带机链板机系统出货；在采区岩巷集中区域创新采用皮带机系统和梭车集中出货 变原来的绞车运输车皮出货为皮带机集中出货 自实施以来，不仅单进提高了30 ，而且减少了环节，节省了人员，提高了效率，确保了安全。1.2.3采用中深孔爆破 多循环作业岩巷掘进应用 中深孔不同阶微差斜眼掏槽爆破 技术，坚持 抓两头，带中间 的布孔原则，有效提高了循环进尺和炮眼利用率。（1）对于岩巷，我们可以采取以下措施：岩巷掘进采用风钻钻爆破眼，每个掘进头保持 5 6 台风钻，每个钻眼深度在 2 2.2m 钻眼施工时操作遵循以下五个要点： 严格执行岗位责任制； 钻眼前要认准中腰线，根据中腰线确定周边轮廓和眼位； 钻眼作业时必须严格做到准 平 直 齐，以保证爆破后能形成比较整齐而基本垂直的作业面； 根据岩石硬度调整爆破图表，控制装药量，严格控制周边眼的装药量； 一炮三研究：研究施工方案 研究施工程序 研究施工效果 这样可以确保巷道一次成形掘进时采用小班多循环的方式作业，每个循环掘进 2m，每个班3 个循环 这样每个班掘进进尺可以达到6m，月进尺达到 370m 折合标准岩巷518m（2）对于煤巷，我们可以采取以下措施 ：煤巷掘进时，炮眼深度为0.7m，循环进度为0.6m，很难提高掘进速度 为了既能提高煤巷掘进施工速度 又要保证施工安全，我们设计迎头炮眼深度：底部眼掏槽眼 两帮及中部炮眼的深度为 2m，顶部炮眼的深度为 0.7m，放完炮后，在 0.7m 处架设第一个棚架 此时，顶部煤层由于受到爆破的震动，煤体已经松散，将顶部松散的煤撬掉后架设第二 第三个棚架 由此循环，单循环进尺可达 1.8m，每个班 3 个循环，进尺可达5.4m，月进尺可达到490m，从而提高了掘进速度。1.2.4合理安排各工序 尽可能地使之平行化作业为保证设备正常运转，施工单位加大了对设备的管理。首先是加强设备的维修和保养，所用设备全部实行专人管理，专人维修，专人操作，台台落实到人，并按程序化管理的要求，推行 一包二勤三定四不走 的管理办法：一包即包机挂牌；二勤指勤检查，勤维修；三定即定岗位，定人员，定职责；四不走指当班情况不交代清楚不走，当班事故处理不完不走，班末不验收不走，上井不填写汇报不走 通过采取以上措施，调动了职工积极性和责任心，提高了设备完好率，保证了运转良好。其次，做到超前准备，配齐备足零部件，实施配件定置化管理。其三，强化服务意识全力为一线服务 为了确保成效,矿领导多次召开协调平衡会议,及时解决现场实际问题：一是联合调整检修班次，把设备检修, 风水管路的延接等多工种作业时间统一安排到一起，超前准备，尽可能缩短影响时间 ；二是各单位挑选责任心强,业务技术水平较高的人员包头蹲点，现场交接班，发现问题及时处理，为施工单位提供了有力的保障 地质部门对重点掘进工作面安排专人定期深入现场了解地质变化情况，提前预报地质条件的变化，使施工单位提前做好应变准备。1.2.5采用光爆锚喷支护技术采用光爆锚喷支护技术的巷道具有成形好 岩（煤）面平整 轮廓鲜明的优点 采用该项技术，半眼率在 50%以上，超 欠挖控制在15%以内。我们根据不同岩巷的岩性对支护参数不断进行优化，以前锚喷巷道支护不论顶板好坏一律采用采用长度 2.4 米的锚杆支护，通过现场跟班对比实践，在顶板好的地段缩短锚杆长度，适当加大间排距 通过对支护参数的优化，减少了锚杆眼施工数量，缩短了打眼时间，节约了成本，提高了效率。1.2.6改进施工工艺积极推行岩巷 喷 锚 喷 施工工艺 一般矿井岩巷锚喷支护施工工艺都是 锚 喷 喷 ，由于岩性的不断变化，光面爆破的效果时有起伏，原有的 锚 喷 喷 工艺在光面爆破不理想时影响其支护效果，巷道成形差，网片 锚杆托盘不能紧贴岩面，支护费时费力，还遗留安全隐患，从五月份下旬开始推行岩巷 喷 锚 喷 新工艺，有效缩短了支护用时，提高了支护效果，加快了掘进施工速度。1.2.7开展班组自主管理建立基层自主管理模式：转变管理理念，改变由原来矿管区 区管队为区队自主管理，即员工自我管理区队除安全管理由矿 区对队和员工管理外，其他均实行自主管理；我矿通过安全 工会 经营等部门联合对班组自主管理流程进行规范 简化，按照区部领导抓保障 机制，队部领导抓落实 现场的原则，并进行合理分权，提高班组自主管理的积极性与能力 通过推进班组自主管理，班队长与员工综合素质有了明显提高，延伸了安全链条，较好的起到了点上结果面上开花 示范拉动效果。1.2.8提高工作热情 及时总结 奖励工作热情是高效进尺的重要保证，我矿根据自身的地质条件 技术水平 人员素质 装备和集团公司的要求，制定了任楼矿 标杆掘进队 标准 严格从单进 效率 安全 质量标准化四个方面考核；月度单进符合标准的，将管理人员的奖励标准执行到位，职工工资兑现到位 同时，区队内部实行 快速掘进先锋 评比活动，对工作积极的员工进行经济奖励，每个小班评出一名优秀员工，每月评出一名快速掘进工 在评比中严格执行安全一票否决制和公开评选制，充分调动了职工工作的积极性，出现了班班比进尺 人人争一流的良好局面；大家出满勤 干满点，个个争当 快速掘进先锋 ，有效的保证了安全高效进尺 在工资收入 快速掘进先锋 的评选方面，向高技能职工倾斜，鼓励职工学技术 用技术，充分激发了员工工作热情，员工的技能、素质不断提高。2 巷道快速掘进的支护技术 2.1一般巷道快速掘进的支护技术2.1.1使用组合锚杆支护本矿在沿空掘巷的初期，采用工字钢梯形棚或U型可伸缩支架支护，这种支护方式材料消耗大，施工劳动强度大，钢材回收复用困难。为此，本矿在总结煤巷锚杆支护成功经验的基础上，大胆地在沿空掘巷中使用组合锚杆支护新技术。组合锚杆支护是锚杆与钢板梁、钢带、水泥托板、金属托板、金属网、塑料网组合而成的支护系统，它通过悬吊、组合梁、挤压加固作用来保持和增强围岩强度，利用围岩自承能力达到维护巷道的目的。图2-1所示为沿空掘巷组合锚杆支护示意图。 图2-1 沿空掘巷组合锚杆支护示意图1金属锚杆 2木锚杆 3钢带4水泥托板 5钢带及塑料网2.1.2避开一次采动影响沿稳定的采空区边缘沿空掘巷才是有利的，但由于接替紧张，区段工作面的准备与相邻工作面的回采往往同时进行，为避开一次采动影响范围，离采空区30米左右开掘一条附加材料道，附加材料道掘至上回采工作面采空区岩层压力已稳定区，即拐线正式开掘沿空巷道，外部的沿空巷道（图2-2中的虚线部分）可在本综采工作面生产中边回采边掘进，以缩短沿空掘巷的暴露时间，减少沿空掘巷的变。图2-21 沿空掘巷（材料道） 2附加材料道 3 小横贯 4 工作面运输道 5 带区胶带机道 6 采区大巷7采区回风道 矿压资料表明，沿空掘巷拐线时间一般在上区段回采后5个月。2.1.3预留变形量根据矿压资料，本矿沿空掘巷在各个时期预顶底板变形量为：开掘时期0.180.19m，稳定时期0.30.32m，回采时期0.480.51m。煤矿安全规程规定：综合机械化采煤工作面所有安全出口20m范围内，巷道高度不得小于1.8m，因此沿空掘巷设计净高度：h1.8+（0.180.19）+（0.300.32）+（0.480.51） =2.672.822.1.4加强二次采动影响区域巷道支护二次采动影响是在工作面前方70m处开始的，在工作面前方30m处，巷道变形急剧增大，所以本矿超前支护距离为30m，在该区域内,沿空掘巷采用一梁三柱扶棚,以加强支护。2.1.5其它沿空掘巷留设35m窄煤柱隔离采空区，必须在采空区一侧砌筑砖墙，并由该处向采空区灌注黄泥浆。2.2留小煤柱巷道快速掘进的支护技术根据窄煤柱沿空巷道上覆岩层结构、支承压力显现规律、围岩变形特征、不同时期结构的稳定性、以及影响窄煤柱沿空巷道围岩变形的因素进行系统地分析，设计出了东庞矿 2610综采面上巷支护方式采用锚梁网支护配合锚索加强支护的支护形式。2.2.1断面设计及支护方式 2610 综采面上巷、运料通道沿煤层顶板掘进，设计宜采用矩形断面，巷宽巷中高为 4.53.5m，根据该矿上目前普遍采用的支护技术，以及结合矿方要求，施工时均采用锚梁网支护配合锚索加强支护的支护形式。2.2.2锚杆支护设计计算（1）锚杆长度式中，锚杆外露长度，取 100mm；软弱岩层厚度，取 1800mm；锚杆深入坚硬岩层深度，按经验取 250mm；则2150mm，选用 =2400mm。（2）锚杆锚固力按锚杆杆体的破断力计算：式中，锚杆材料的抗拉强度，取490MPa；杆体直径，取=22mm；186.17KN，实际施工中取锚杆锚固力为 150KN。（3）顶锚杆间距和排距锚杆间距：D1/2L式中 D 为锚杆间距，L 为使用锚杆的长度（该矿现用顶锚杆长度为 2.4m）。则 D1.2m。锚杆排距：nN/2Krab式中，n顶板每排锚杆根数，取 6N每根锚杆锚固力，取 150KNK安全系数，取 23r顶板岩层容重，取 24kn/m3a掘进巷道跨度之半，取 2.25mb潜在冒落拱高度 2.12；则1.31m。（4）帮锚杆间距和排距锚杆间距：D=Nh/ KQs式中，N设计锚杆锚固力 5KN；h巷道掘进高度， 取 3.5m；K安全系数，取 煤体锚杆排距，等同于顶锚杆排距；Qs两帮侧压值，3.8KN。则 D=1.36m。Qs 计算如下，两帮煤体受挤压破坏深度 C 值：C=(KrHB/1000fcKc*cos/2-1)h*tg(45-/2)式中，K自然平衡拱角应力系数，矩形断面取 2.8；r顶板岩层平均容重，取 24 ；H巷道埋深，取 520m；B固定压力影响系数，实体煤巷道取 1；fc煤层普氏坚固系数取 2；Kc煤体完整系数，Kc=0.91.0；煤层倾角取 70；巷道掘进高度， 取 3.5m；煤体内磨擦角取 15。则 C=1.6m。潜在冒落拱高度 b：b=(a+c)cos/Kyfy式中，a巷道跨度之半，取 2.25m；Ky直接顶煤岩类型系数。取 0.6；fy直接顶普氏系数取 46；则 b=2.12m；两帮煤侧压值：Qs=KuCrh*sin+b*cos/2*tg(45-/2)式中，Ku采动影响系数，取 25；Cr煤体容重，；则 Qs=3.8KN。根据上述计算顶锚杆间距1.2m、排距1.31m；帮锚杆间距1.4m、帮锚杆排距1.31m，施工中要求锚杆间排距为 0.8(m)0.8(m)，允许误差为0.1m，能够满足设计支护强度要求。2.2.3锚钢带梁网锚索联合支护设计参数选择（1）锚杆材质：顶锚杆为等强度左旋全螺纹钢，材质为 20MnSi；配铸钢托盘，M24 自锁螺母：帮锚杆为普通 A3 圆钢，反麻花端头，尾部螺纹为滚丝形式，配铁托盘和 M18 螺母。（2）锚杆参数：顶锚杆=22mm，L=2400mm；帮锚杆=16mm，L=1800mm。（3）药卷参数：低稠度=23mm 树脂药卷。S2360 双速药卷，搅拌时间不大于 30 秒，其中超快段搅拌时间 510 秒，等待时间不少于 30 秒。Z2360 中速药卷，搅拌时间 30 秒，等待时间多于 120 秒。（4）钢带梁及铺网规格：2610 上巷顶板采用 H 型钢带梁，规格（长宽）420070mm。顶网：菱形金属网，长宽=5.01.2m，孔边长 4040mm；帮网：菱形金属网，长宽=3.51.2m，孔边长 4040mm。（5）锚杆间、排距：顶锚杆间、排距：800800mm，允许误差100mm；帮锚杆间、排距：800800mm，允许误差100mm。支护断面图见图 2-3。图2-3 支护方案示意图（6）锚杆角度：顶锚杆靠两帮两根与顶板铅垂方向的夹角 15，其余均垂直于顶板，误差在5；帮锚杆与煤壁水平夹角 905，铅垂夹角 9010。（7）打锚索时支护要求：顶板锚索：每三排锚杆打一排锚索，每排两根锚索，锚索长度 8.5m；上帮锚索：每三排锚杆打两排锚索，间距 2.1m，上排锚索距顶板 1m，长度4.5m；下帮锚索：每三排锚杆打一排锚索，锚索距顶板 1.5m，长度 4.5m。孔径为28mm，锚固剂采用 S2360 一卷和 Z2360 三卷锚固。 锚索外露长度不大于 350mm。锚索预紧力在 130KN 以上，最终锚固力达 200KN 以上。2.2.4支护施工工艺2610 上巷按设计方位从 2600 回风上山开口掘进，掘进 78.605m 后按设计方位掘进运料通道，从此形成运料系统。2610 上巷采用炮掘或 EBZ-150 型掘进机割煤，采用 650 皮带及 SGW-40T 刮板运输机运煤，人工与小绞车结合运料；自 2600 回风上山接风、水管，604 车场安设风机，局扇通风，顶锚杆机和风动钻分别打顶、帮锚杆、锚索。上巷帮、顶均采用直径为 28mm 的钻头，顶采用顶锚杆机配 1m、1.5m 和 2.4m的六棱钻杆钻孔；帮采用风钻配 2 米的麻花钻杆钻孔；顶锚杆每孔配 S2360 和Z2360 型锚固剂各一卷，S2360 型快速段在眼底，实行全长锚固；帮锚杆每孔配一卷 S2360 型锚固剂，实行端头锚固。锚杆眼深度和角度必须符合设计要求，钻杆上要有达到设计深度的标记，严格掌握打眼深度。顶眼深 2.35m，帮眼深 1.75m。安装顶、帮锚杆时，托盘要紧贴网与煤壁，如煤壁不平，安装帮锚杆前先用镐找平后再安装；顶板由于掉碴造成不平时，金属网与钢带梁要随顶板起伏铺设，顶掉碴过多无法铺钢带时，可按设计的间排距打点锚。顶板出现 500mm 以下的伪顶时必须将其切割掉，同时顶板不得留有煤皮，顶板出现局部掉碴时，掉碴处加补点锚杆。2.2.5 施工安全技术措施（1）控顶距要求：顶板完整，节理不发育，不掉渣，煤壁不片帮情况下，循环进尺不超过 2.4m，最大控顶距不超过 3.0m，巷道帮锚杆上帮上部不少于 4 根，下帮上部不少于 3 根，距迎头距离不超过 3.0m；当顶板比较完整、煤帮有不超过200mm 的片帮时，循环进尺不超过 1.6m，最大控顶距不超过 2.0m，巷道帮锚杆上帮上部不少于 4 根，下帮上部不少于 3 根，距迎头距离不超过 2.0m；当巷道过断层、构造带或顶板破碎压力大，节理发育、煤帮片帮超过 200mm，或直接顶表面完整，但层理明显、易掉渣，打锚杆眼时感觉顶板岩石松软，或坚硬岩层内有弱面等异常情况时，必须掘进一排及时支护一排，同时缩小顶帮锚杆排距为 600700mm，循环进尺不超过 800mm，最大控顶距不超过 1.0m，同时采用锚索跟头加强支护。（2）严格执行煤矿安全规程规定“掘进工作面严禁空顶作业”,必须使用前探梁临时支护，前探梁长度不小于 2.5m。必须指定专人负责敲帮问顶工作，在进入巷道前由跟班人员和正班长专门随时检查巷道顶板、煤帮支护情况及在向前掘进时要由跟班人员和正班长专门随时检查迎头以后 15m 距离以内的顶板、煤帮支护情况，发现问题及时采取措施。（3）当煤壁松软易片帮时，两帮帮锚杆必须打全，即打完上部帮锚杆和顶锚杆后，退回掘进机再打下部帮锚杆。（4）顶网与帮网必须搭接联系，并用每排最上根帮锚杆压住顶网，每排最上根帮锚杆距顶不超过 300mm，当煤壁片帮超宽时，超宽处必须加补顶网，保证顶网与帮网搭接住。（5）为了准确地观测煤巷顶板下沉，保证煤巷锚网支护的安全可靠性，施工单位必须按规定安设顶板离层仪，离层仪安设在巷道中部，离层仪间距在巷道围岩好、顶板正常时 40m，当顶板比较破碎时加密到 20m，离层仪安设时距迎头不超过 5 米，在交岔点、过断层、构造带、顶板破碎带等特殊地段要安设离层仪。（6）当施工实际揭露的地质或岩性变化较大，超出已有的作业规程或施工措施预案的范围时，施工区队必须立即根据施工揭露的地质或岩性情况加强支护，编制补充施工措施，并按规定报批后严格贯彻执行，严禁无补充措施施工。（7）要在施工的轨道巷内距迎头不超过 80m 内，备用不少于 10 架与巷道规格相同的架棚（包括木棚或单体铰接梁），以备急用。（8）掘进施工中要运用物探、钻探、巷探等手段探清构造发育情况，在接近断层或其它施工过程中发现有出水征兆时，必须坚持有疑必探、先探后掘的原则，采用边探边掘、探三掘一的施工方法，施工过程中发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止工作，采取措施，立即向区值班和矿调度室报告，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。采取措施，确保安全后方可施工。施工中经常与技术科水文组保持联系，发现问题及时汇报。2.3孤岛工作面巷道快速掘进的支护技术孤岛工作面及其周围巷道附近应力集中程度高且顶板运动剧烈， 是孤岛工作面回采的技术难题之一其工作面两巷的布置及支护方式对于安全开采尤其重要 针对某矿的具体生产条件， 采用沿空掘巷的方式对其孤岛工作面进行回采， 提出了沿空巷道支护的基本思路， 确定了合理的支护参数， 进行了锚网梁索联合支护方案设计， 制定出切实可行的施工技术保障措施 成功地解决了孤岛工作面的开采难题， 能够保证巷道服务期间的安全稳定， 尽可能减少煤炭资源的损失，为类似条件下的支护设计提供了依据。2.3.1 孤岛工作面1116(1)概况某矿1116( 1) 为孤岛工作面，是该矿6采区的最后一个综采工作面 位于780 m水平，工作面标高622773.0 m，走向长2 70112 718. 7m，平 均 27099 m，倾斜 长 229.4 m，面 积621 651.06 工作面煤层赋存稳定， 煤层厚 25361 m，平均2.94 m 倾角310，平均5。2.3.2 沿空掘巷巷道布置由于孤岛工作面两侧煤体都是采空区， 煤体受力大且边缘部分遭到破坏， 这使得支承压力向煤体深部转移， 并在煤体中形成应力集中区域 工作面两侧一定范围内是塑性区， 塑性区内侧为弹性区。根据煤岩体极限平衡理论， 煤体处于极限平衡状态时， 最大支承压力峰值发生在弹塑性交界处为了确定沿空掘巷的最佳位置， 需要研究孤岛工作面的侧向支承压力分布， 结合该采区或相邻采区工作面侧向支承压力分布的实测空巷道开掘的合理位置 由图 2-4 可位置有3 种: 位置 2 处于支承压力极难维护; 位置3 处于原岩应力区域维护， 但煤柱损失大， 故这两种位置掘巷的最佳位置为位置1 所在失稳尺寸应是满足煤柱不发生裂隙向采发自燃的最小煤柱尺寸。图2-4 沿空巷道掘进位置1小煤柱沿空掘巷； 2高应力场中的煤柱护巷；3原盐应力区的大煤柱护巷2.3.3沿空巷道支护方案设计（1） 沿空窄煤柱巷道特点与支护沿空窄煤柱巷道的矿山压力显现规律与普通巷道相比有其自身的特殊性( 图2-5 为沿空巷道掘进前后应力分布图) ， 与普通宽煤柱巷道相比， 其基本特点: 窄煤柱巷道位于支承压力降低区， 巷道掘进过程中压力不大; 巷道掘进后引起支承压力重新分布， 巷道的压力显现依然不强烈; 工作面回采过程中， 巷道围岩压力急剧增大， 巷道开始出现强烈的矿压显现， 小煤柱一侧的变形尤为强烈和严重; 支护就是控制小煤柱的侧向变形， 提高小煤柱的承载能力， 见图2-6。图2-5 沿空巷道掘进前后应力分布图图2-6 窄煤柱巷道支护的基本原理2.3.4沿空掘巷支护设计方案（1 ）顶板支护顶板采用锚杆加 M5 型钢带 金属网联合支护，锚杆穿过钢带垂直锚入巷道顶板，Z2380 树脂药卷2 卷/眼 锚杆: 每排 6 根，间排距 900 mm800mm，规 格22 mm2 800 mm ( 锚 杆 材 质 为MG400) ;钢带: 规格4 800 mm178 mm5 mm;金属网: 6 000 mm1 000 mm， 采用8#镀锌铁丝加工，网目为50 mm50 mm，金属网搭茬200 mm，搭茬处用14#铁丝联网， 联网间距200 mm， 并用锚杆及M5 型钢带压茬。（2） 两帮支护两帮采用锚杆加 M5 钢带 金属网联合支护， 锚杆穿过钢带垂直锚入巷道帮部，Z2380 树脂药卷1 卷/眼 左右帮钢带为 M5 钢带， 其规格为 1 000mm 178 mm 5 mm，均采取水平布置方式 每帮布置6 排， 第一排水平钢带和第二排水平钢带排距为500 mm，其余排距为 600 mm 上帮第一排水平钢带距顶板 350 mm， 下帮第一排水平钢带距顶板250 mm 锚杆规格: 22 mm 2 800 mm( 锚杆材质为 MG400) 金属网规格: 3 600 mm 1 000 mm， 采用8#镀锌铁丝加工， 网目: 50 mm 50 mm， 金属网搭茬200 mm， 搭茬处用 14#铁丝联网， 联网间距 200mm， 并用锚杆及 M5 型钢带压茬。（3）巷道顶板高预应力钢绞线锚索 + T型钢加强支护上区段工作面回采时间大于 15 个月泥岩顶板 砂质泥岩顶板及构造破碎带区段，锚索安装在 T 型钢和 T 型钢垫板上 锚索规格为: 21 8 mm 6 200 mm，T 型钢梁长 2 600mm， 间排距为 1100 mm 800 mm 距左右帮 700 mm 处各打一排走向锚索，T 型钢梁长2 600 mm，间距为1 100 mm， Z2380 树脂药卷3 卷/眼 锚索T 型托板规格为: 200 mm 120 mm 16 mm， 采用二块 T型托板叠加使用。上区段工作面回采时间大于 15 个月完整砂岩顶板区段， 锚索按 4- 4 布置， 锚索安装在 T 型钢和T 型钢垫板上 锚索规格为: 218 mm6 200mm，T 型钢梁长 2 600 mm， 间排距为 1 100 mm800 mm 距右帮700mm处打一排走向锚索， T 型钢梁长 2 600 mm， 间距为 1 100 mm， Z2380 树脂药卷3 卷/眼 锚索 T 型托板规格为: 200 mm 120mm 16 mm， 采用二块 T 型托板叠加使用。（4） 减小沿空巷道两帮围岩变形量的措施靠煤柱侧帮布置T 型钢梁组合锚索， T 型钢梁长2 6 m， 竖向布置， 排距为 1 6 m， 锚索规格为21 8 mm 5300 mm， 每孔使用3 卷 Z2380 树脂药，柱侧帮锚索安装预紧力: 60 kN 对煤柱侧帮进行喷注浆加固，先喷后注喷浆料按水泥: 黄砂: 瓜子片 = 122 的重量配比，水灰比 045， 速凝剂用量为水泥重量的 3% 5%，混凝土喷厚50 80 mm， 注浆孔间排距为1 200 mm1 600 mm， 孔深 3.0 m， 孔径 42 mm 注浆管规格: 19.05 mm( 6分)注浆管， 长2 000 mm( 里端1 300 mm为花管) ， 注浆压力2 3 MPa， 稳压时间 35 min 注浆液为单液浆， 水灰比为 11 喷注浆施工滞后迎头不超过 100 m 1116(1) 孤岛工作面沿空巷道锚梁网支护参数如图2-7所示。图2-7 沿空巷道支护参数2.3.5施工方法及工艺(1) 掘进方式 拔门口小断面 14 m 范围采用人工掘进， 25 m 范围采用人工链板机出货， 其余采用综掘机掘进， 转载皮带 + 链板机 皮带联合出货综掘机切割方法为: 先从巷道顶部向下顺序切割， 如顶板较破碎， 先从巷道顶部切割， 并立即架好前探梁打点锚杆护好顶再向下切割， 见图2-8( 2) 锚梁网支护施工工艺: 交接班 安全检查切割( 出货) 安全检查 顶( 帮) 部联网上钢带临时支护 打顶( 帮) 部锚杆眼及锚索眼 安装顶( 帮) 部锚杆及锚索。图2-3-5 掘进方式2.3.6现场观测为了进一步研究和分析孤岛工作面矿压显现规律， 沿空窄煤柱巷道中布置了观测站， 对巷道的表面变形 顶板离层量及锚杆受力状况进行了长期的现场观测 观测结果表明， 掘进期间巷道的表面位移较小， 只有180 mm， 回采期间最大达到约 500 mm；掘进期间顶板离层量只有 13 mm， 回采期间最大达到38 mm 掘进期间， 由于巷道围岩变形量小， 锚杆受力较小， 回采期间， 因巷道围岩变形量急剧增大，锚杆受力明显增加 在此期间没有发现失效锚杆整个巷道服务期间支护效果良好， 有效控制了沿空巷道围岩的变形， 保证了巷道的有效使用断面。通过合理设计， 锚网梁支护能有效控制孤岛工作面沿空巷道的大变形， 保证巷道服务期间的安全稳定， 各项位移量指标均在允许范围之内 降低了巷道支护和维护费用及工人劳动强度， 提高了巷道安全掘进速度， 经济效益和社会效益显著， 可以为类似条件下工作面的支护设计提供参考。3 巷道快速掘巷相似模拟研究3.1 东庞矿 2610 上巷沿空掘巷工程的条件3.1.1井下位置河北金牛能源股份有限公司东庞矿 2610 综采工作面上巷沿空掘巷工程位于本矿二水平第六采区。井下位置与四邻关系，该工作面西到 2608 工作面，东到东 29钻孔附近，南到 2600 回风上山。地面标高为 109.5m，井下标高为300450m。走向长度为 1409.81445.5m，平均为 1427.6m，倾斜长度为 134.2208.8m，平均为 171.5m，综采工作面面积为 245064.2 。3.1.2地面位置及巷道规格地面位置位于已搬迁的东庞北庄和东庄方向，乐意庄村北，南大社村东北部。地势西北高东南低，全为耕地，有自西北至东南向冲沟一条，沟内建有大坝常年蓄水。冲沟其他地段属季节性流水，并有 地层在出露。地面标高197228，距大煤煤层顶面直距在 450以上。井下采动对地面有一定的影响，可能产生不同程度的扒裂等。2610 综采工作面为走向开采高架综采工作面，工作面设计后退距离 1427.6m，切眼倾斜长 208.8m，轨道巷掘进长度 1500m，皮带巷掘进长度 1471m，运架通道掘进 78m。轨道巷、皮带巷、运架通道、边眼断面均为 15.8，探巷断面为 10.5。轨道巷、皮带巷为平行布置。在距 2610 轨道巷以下 55 米位置掘一条中间巷，自 2600 回风上山开口，向 2610工作面切眼掘进 915 米后向左拐 30到达轨道巷位置后沿轨道巷设计方向掘进至切眼，与 2608 皮带巷保持平行，留设 5 米保护煤柱。所有巷道均采用以锚梁网支护配合锚索加强支护为主的支护形式，轨道巷、皮带巷断面规格均为：宽高=4.53.5m。3.1.3地质特征2610 工作面位于 2608 工作面东北方向（下侧方），水文地质条件比较复杂，该工作面回采过程将受 煤顶板砂岩水、老巷水、2608 老空水、钻孔水的影响，工作面内有 3 个地质钻孔：官 6 终孔层位为 煤底，4230 终孔层位为 煤底，8709终孔层位为奥灰。4230、8709 两个孔封孔良好对回采没有影响。但官 6 未封孔，该钻孔虽然未揭露灰岩强含水层，但揭露 煤以上石盒子砂岩、煤顶板砂岩含水层预计孔内已积满水，回采过程还会受到 2608 老空水影响。虽然 2610 轨道巷掘进过程中对 2608 老空水进行了探放，施工探放钻孔 8 个，放出水量 1000左右。但采空区内会有一定的积水，该工作面回采过程第三个充水因素为原 2608 第 2 条探巷，该探巷为 2610 中间巷已揭露，水位在下口以下 4 米左右处，虽然在皮带巷钻窝曾施工放水孔，且已放出一定的积水，后来堵孔、预计老巷内尚存积水 700左右。该工作面皮带巷掘进过程中顶板锚索眼水量较大，表明皮带巷局部地段 煤顶板砂岩水相对富集，下巷掘进时虽然疏放了一部分，但回采时还会进一步释放。工作面地质构造主要表现为断裂构造与褶曲构造，3m 以上断层发育较少，小断层较发育。该工作面地质构造主要表现为断裂构造，其中、北、北、，断层位于工作面内部，对工作面回采及煤质都有一定影响，而且断层破坏和煤质管理。 断层为打钻资料推测断层，落差 3m 左右。北、北 断层控制程度较低，建议回采时加强跟踪观测。3.1.4煤层顶底板岩性煤煤层局部发育，煤层厚度为 3.05.2m，煤层厚度平均为 4.5m；煤层结构为复杂；煤层倾角为 732，平均为 14；煤种为 1/3 号焦煤；稳定程度为稳定；煤层情况描述，根据钻孔 4230、8709、官 6，2610 中间巷、下巷实测资料分析，工作面煤层沉积稳定，结构复杂。下巷探巷口至切眼有细砂岩夹矸，厚 0.20.65m。工作面外段，煤层为倾向 NE 的单斜构造 ，倾角 79，工作面里段，煤层为宽缓的向斜构造，由 NE 倾向变 SE 倾向，倾角 732。顶、底板岩性：老顶为细砂岩，厚度为 2.25m，岩性特征为灰色，含菱铁质透镜体及条带，全层发育，波状层理；直接顶为粉砂岩，厚度为 1.32m，岩性特征为灰黑色，向下颜色略深，可见植物化石,含菱铁质呈条带出现；直接底为粉砂岩，厚度为 3.28 m，岩性特征为深灰色，含有植物根部化石及镜煤化现象。3.1.5瓦斯与煤尘本地区的瓦斯属于局部瓦斯涌出异常区，煤层有自燃发火现象，煤层具有自燃发火倾向，属二类自燃，发火周期 1218 个月；另外，本地区的煤尘具爆炸危险性，爆炸指数为 38.20%40.44%。3.2 相似材料实验条件3.2.1 东庞矿岩石抗压强度由于东庞煤矿未进行过岩石物理、力学性能指标的测定，但东庞煤矿与河北金牛股份有限公司的矿区岩石物理、力学性能指标相近，属于同一煤田，尽管煤层品种不同，岩性基本相同。因此，在此借鉴河北金牛股份有限公司的邢台等矿的岩石抗压强度指标：煤的抗压强度为 13MPa，煤层沉积较稳定，结构简单，厚度变化不大；直接顶为厚 1.32m 的粉砂岩，灰黑色、向下颜色略深，可见植物化石，含炭铁质呈条带出现。粉砂岩的抗压强度为 27.5MPa；老顶为厚 2.25m 的细砂岩，灰色，含炭铁质透镜体及条带，全层发育，波状层理。细砂岩的抗压强度为 45.5MPa。直接底，为粉砂岩厚 3.28m，深灰色，含有植物根部化石及镜煤化现象。老顶以上顶板抗压强度为：粉砂岩为 22.5MPa，细砂岩为 45.5MPa，粗砂岩为27.2MPa，泥岩为 17 MPa，中粒砂岩为 45.4MPa。岩石平均容重为 2.5。本次相似材料模拟试验研究，是在 CM500 平面应变试验台上进行的。因为相似材料模拟试验影响因素较多，为提高相似材料模拟试验结果的质量和精度，故采用两台同比例模型进行试验，以便对比试验结果，并进行分析。其目的是研究在动压和沿空掘巷条件下巷道的维护，依此试验结果来指导东庞矿的巷道维护情况。相似模拟试验成功与否常常取决于模型与原型相似条件的满足程度。相似模拟试验就是要用和原型力学性能相似的材料，按照一定的几何比例模拟岩体及矿体的开采状况和因开采而带来的影响，在满足相似的边界及初始条件下，在相应的时期内造成相似的矿山压力、位移等现象。通过测量和分析其规律，以期为改善开采工艺，防治事故，选择开采方法等提出依据及改进途径。在规划模拟试验时，遵守以下相似条件：几何相似 运动相似应力相似其中： 为容重比。动力相似 外力相似 在满足上述条件的基础上，铺设的模型以及综采工作面在模型中的位置变化还必须满足边界条件的相似。3.2.2 相似指标的选择依据试验研究内容（动压和沿空掘巷条件下巷道的方案），原形与模型的主要参数应满足几何和运动相似，相似比为：几何相似：为了更清晰地观察巷道的维护工艺过程及状况，模型采取在现有试验设备的条件下尽可能大的线比，采用线比为 1：50 的比例模型，即几何相似常数()为：式中， 和分别为原型和模型的几何尺寸参数。动力相似：要求模型与原型中的所有作用力都相似。该模型的研究主要考虑上覆岩层自重，因此，根据重力相似，其容重的相似比常数(Cr)为：Cr = =0.68式中，和 分别为原型和模型的容重。强度相似比例常数()为： =0.681/50式中，Cr 为容重比，Cr=1.7/2.5=0.68。运动相似：要求模型与原型各对应点的运动情况相似。按模型中各质点的重力加速度与原型中的重力加速度相等的规律，从而相似比例常数（Ct）为：=0.1414应力相似：要求模型与原型各对应点的应力情况相似。研究在高应力下围岩破坏过程的重要相似条件，是应该满足模拟岩层的强度和所受的应力相似，为此，强度（应力）的相似比例常数（）为： r=0.0136外力相似：要求模型与原型中的所有作用力都相似，特别是外力要相似。外力的相似比例常数（）为： 3.2.3 相似材料配比本次试验选用的材料是砂子、煤粉和云母粉作为骨料，用石膏和可赛因作为胶结材料，根据上述的容重、强度，首先制作不同的试件，其中各材料含量不尽相同，待试件风干后，进行强度试验，最后选出合适的材料配比来铺设模型。根据上述试验得出的各岩层配比号和本次试验选用的CM500型平面应变模拟试验台，以及要模拟的煤岩层数量和层厚，本次模拟 煤煤层顶底板的强度变化，以及 煤的顶板岩性。在此基础上经计算得出各层的用料进行配比，按照 1/10 用水量和 1/100 用缓凝剂进行搅拌，按照 2cm 分层厚度铺设模型，用云母片做节理分割，待风干后进行实验。3.2.4 模型制作按照几何比 1：50 的比例，在煤埋深为 498.75m 的情况下，用相似材料模拟厚度为 95.15m，其余的 403.6 m 用加载的方法来实现。铺设模型长度 535cm，宽度为 30cm，相似材料容重为 1.78。铺设时加水为材料的 1/10，为了延缓石膏凝固的时间，在试验材料中按石膏用量的 1加入缓凝剂。为了增加岩层容重，在模拟部分岩层中添加铁粉，以增加岩层的容重。为了更好地模拟岩层的层理、节理、裂隙，按照原型的层理、节理、裂隙分布，利用云母粉按照比例进行分割。3.3 相似材料实验3.3.1 模型铺设为了更好地模拟岩层的层理、节理、裂隙，按照原型的层理、节理、裂隙分布，利用云母粉按照比例进行分割。为了了解东庞矿 2610 工作面巷道在动压条件下，而且是大断面，沿空掘巷的岩层支护效果，在开掘以后周围岩层的移动情况。在顶底板岩层中铺设了 6 排位移测点，同时在顶底板岩层中埋设基点，以供高精度位移计用于顶板位移的观测。根据这次相似材料模拟试验（东庞矿 2610 工作面巷道的岩层）的结果，对所测的各点位移量，可以画出顶底板中各岩层移动的曲线，以达到正确掌握各个岩层的移动规律。CM500 模型前面顶底板岩层中测点及模型后面位移计的布置方式，如图 3-1所示。图 3-13.3.2 模型试验（1）模型开掘在模型的边界留设 50cm 作为边界条件，模型中从边界算 175cm 处开掘东庞矿 2610 工作面巷道，随后对东庞矿 2610 工作面巷道进行观测，重点观测 CM500试验台前面测点的位移和试验台后面位移计的位移观测，观测巷道中的锚杆、锚索的破坏情况，观测时间为 10 天。在观测的前 2 天，要将位移（CM500 试验台前面测点的位移和试验台后面位移计的位移观测）数据 2 个小时记录一次，在观测的后 8 天，要将位移数据一天一记录。CM500 试验台后面位移计如图 3-2 所示。图 3-2 CM500试验台前面测点及后面位移计布置（2）测点读数根据模型中的测点布置和模型后面位移计的布置，对各测点和模型后面位移计的读数，将岩层中各测点和位移计的读数填入表 3-3、3-4、3-5中，读数单位为 mm。表3-3 CM500模型测高仪测量结果表3-4 CM500模型测高仪测量结果表3-5 CM500模型测高仪测量结果3.4 试验结果综合以上试验情况，可得到如下试验结果：（1）巷道在两帮的位移量明显大于顶、底板，顶底板移近量为 416mm，最大顶底板移近量为 480mm。两帮平均移近量为 520mm，最大两帮移近量为 660mm，两帮移近量也不均衡，上帮位移量占两帮移近量的 60%左右。（2）在埋藏深度为 502m 的情况下，在此顶板中开掘巷道，巷道岩层处在动压条件下，而且是大断面，顶底板、两帮相对移近速度变化随时间呈递减状态，采动动压时间与掘进巷道变形时间成反比。（3）相似材料模型表现出的围岩松动圈约为 1.85m，支护设计时应给予考虑。但在此巷道采用锚梁网和锚索联合支护方案，支护效果是良好的。4巷道快速掘巷面矿压显现特征分析4.1 观测内容与测站布置2610 上巷外段上部为 2608 综采面（已采），下部为实体煤，为沿空掘巷，总长度为 1040m，其中采动动压严重影响区 300m，2608 面停采线距 2610 回风下山27m（2007 年 7 月 30 日 2608 面停采），自开口 110m 范围内留有 715m 煤柱，1101040m 范围内留有 5m 煤柱，2610 上巷外段采动动压严重影响区掘进与 2608面回采时间间隔为 14 个月。2610 上巷外段沿煤层顶板掘进，巷道断面为矩形，巷宽巷中高4.53.5m。顶板采用202400mm 等强度螺纹钢锚杆，4.2mH型钢带梁，加锚索槽钢联合支护，铺 5m 菱形金属网；两帮采用161800mm 普通金属锚杆，上帮两排点锚索，铺 3.5m 菱形金属网。直接顶为厚 1.32m 粉砂岩，老顶为 2.25m 细砂岩，直接底为 3.28m 粉砂岩。本次实验研究观测的内容包括 2610 上巷外段沿空掘巷围岩表面变形观测和顶板离层情况监测。为掌握 2610 上巷外段采动动压影响区围岩变形规律，在 2610上巷外段设置巷道矿压观测站进行收敛变形观测，距开口 300m 范围内采动动压严重影响区每 40m 设置一个围岩变形观测站进行观测，每 30m 安装一套顶板离层仪对顶板离层情况进行监测；3001040m 范围内采动动压影响区每 80m 设置一个围岩变形观测站进行观测，每 40m 安装一套顶板离层仪对顶板离层情况进行监测。4.2 矿压观测结果4.2.1 巷道围岩变形测量结果自 2007 年 8 月 30 日2007 年 10 月 15 日对 2610 上巷沿空掘巷围岩变形观测站和顶板离层仪进行观测，稳定后巷道围岩变形观测数据见表 4-1。表 4-1 2610上巷围岩变形观测数据表4.2.2 顶板离层观测结果通过现场观测，可以看出 2610 上巷围岩变形观测数据，在采动动压影响区域顶底板移近量最小为 30 mm，最大为 140 mm，两帮移近量最小为 50 mm，最大为150 mm。在采动动压严重影响区域顶底板移近量最小为 165 mm，最大为 510mm，两帮移近量最小为 300 mm，最大为 700 mm。现场观测表明，顶板较完整并处于稳定状态，这与巷道采用锚索支护是分不开的，说明采动动压区加强锚索支护是非常必要的。掘进阶段对顶板离层仪离层情况进行了监测，最大离层值为 40mm，最小离层值为 10mm。4.3 矿压观测结果分析4.3.1 巷道围岩变形分析通过观测掘进阶段采动动压影响区 110m 范围内，三个测站顶底板平均移近量为 439mm，最大顶底板移近量为 510mm，底板底鼓量占顶底板平均移近量 77，最大底板底鼓量占顶底板移近量 88；三个测站两帮平均移近量为 540mm，最大两帮移近量为 700mm，两帮移近量也不均衡，上帮位移量占两帮移近量的 60左右。造成采动动压严重影响区 110m 范围内巷道围岩变形量增大的原因是：一方面是因为该区域内保护煤柱留设过宽（715m）造成的，此时离开口 110m 范围内巷道保护煤柱正处于支承压力峰值附近；另外，2610 上巷外段刚开口时，2608 综采面还没有撤架，随着 2608 面撤架，采空区顶板大面积垮落，使得 2608 面采空区上覆岩层的重量转移到采空区周围的煤体上，并向煤体深处延伸，虽然 2610 上巷外段开口 110m 范围内留有 715m 煤柱，顶板加强了锚索槽钢联合支护，上帮增加了 2 排点锚索，下帮增加了 1 排点锚索，增加了侧支承压力，使巷道围岩整体性得到了加强，但两帮还是多处出现“难产”现象，部分帮锚杆托盘崩裂，导致自开口 110m 范围内围岩变形量增大。2610 上巷围岩变形观测，顶底板移近量和两帮移近量用以下曲线图表示。图 4-1 1号测站表面收敛曲线图 4-2 2号测站表面收敛曲线图 4-3 3号测站表面收敛曲线图 4-4 4号测站表面收敛曲线图 4-5 5号测站表面收敛曲线图 4-6 6号测站表面收敛曲线图 4-7 7号测站表面收敛曲线图 4-8 8号测站表面收敛曲线图 4-9 9号测站表面收敛曲线图 4-10 10号测站表面收敛曲线图 4-11 11号测站表面收敛曲线各测站表面收敛曲线见图 4-1 至图 4-11。从各观测围岩变形数据看，2610 上巷外段自开口 300m 范围内采动动压严重影响区掘进阶段围岩变形时间为 2535天，300m 以外采动动压严重区掘进阶段围岩变形时间为 1520 天。4.3.2 顶板离层分析掘进阶段对顶板离层仪离层情况进行了监测，最大离层值为 40mm，最小离层值为 10mm。说明掘进阶段巷道顶板有很大部分是整体下沉。现场观测表明，顶板较完整并处于稳定状态，这与巷道采用锚索支护是分不开的，说明采动动压区加强锚索支护是非常必要的。特别是在地质条件较差的地段，对控制顶板变形和防止锚固范围内外岩层的离层具有重要作用。4.4 矿压观测结果分析（1）掘进阶段采动动压严重影响区 110m 范围内观测结果表明：三个测站顶底板平均移近量为 439mm，最大顶底板移近量为 510mm，底板底鼓量占顶底板平均移近量的 77%，最大底板底鼓量占顶底板移近量的 88%，三个测站两帮平均移近量为 540mm，最大两帮移近量为 700mm，两帮移近量也不均衡，上帮位移量占两帮移近量的 60%左右。（2）2610 上巷外段自开口 300mm 范围内采动动压严重影响区掘进阶段围岩变形时间为 2435 天，300m 以外采动动压严重区掘进阶段围岩变形时间为 1520天。（3）顶底板、两帮相对移近速度变化随时间呈递减状态。采动动压时间与掘进巷道变形时间成反比。（4）掘进阶段对顶板离层仪进行了监测，最大离层值为 40mm，最小离层值为 10mm。采动动压区加强锚索支护取得了较好的支护效果。（5）从施工过程和矿压观测结果看，2610 上巷外段自开口 110m 范围内尽管留设煤柱宽度较大，但是采用锚梁网加锚索联合支护方案，支护效果良好；采用锚梁网加锚索联合支护方式，整个2610上巷外段沿空掘巷1040m均支护效果良好，试验取得了成功。4.5 本章小结（1）在 2610 上巷外段设置巷道矿压观测站进行收敛变形观测，距开口 300m范围内每 40m 设置一个围岩变形观测站进行观测，每 30m 安装一套顶板离层仪对顶板离层情况进行监测；3001040m 范围内采动动压影响区每 80m 设置一个围岩变形观测站进行观测，每 40m 安装一套顶板离层仪对顶板离层情况进行监测。（2）通过现场观测，可以看出 2610 上巷围岩变形观测数据，顶底板移近量最小为 30 mm，最大为 140 mm，两帮移近量最小为 50 mm，最大为 150 mm。顶底板移近量最小为 165 mm，最大为 510mm，两帮移近量最小为 300 mm，最大为700 mm，支护效果良好。5 结论利用现场观测、理论分析及数值模拟等研究手段，针对巷道快速掘进工作面采场顶板岩层的运动规律和采场压力显现规律有其特殊性的特点，着重研究了巷道的快速掘进和支护技术。这些研究为巷道快速掘进和支护技术在我国煤炭行业的推广应用和发展提供有益的实践经验，同时丰富了巷道掘进面矿压控制理论。本论文研究的主要结论分述如下： (1) 煤矿巷道掘进生产是一项综合性施工工艺，因此其掘进速率受到多重因素的综合影响，取决于施工建设地段客观地质条件、 掘进采用装备、 技术生产水平及各生产施工工序的紧密衔接程度，同时科学有效的生产组织管理则可显著提升煤矿巷道掘进生产速度， 创设良好的生产环境。煤矿巷道掘进的速度受到以下几个方面的影响：地质构造对巷道掘进速度造成影响。装置设备对巷道掘进速度造成影响。煤矿巷道掘进施工管理及施工工艺对巷道掘进速度造成影响。 (2)根据现场观测及收集的数据和资料，通过对工作面围岩变形破坏机理及稳定性分析，得出了巷道快速掘进如何合理留设煤柱的原则，推导得出相邻区段工作面倾斜方向塑性区的计算公式，使计算结果更接近实际。计算了相邻工作面开采在侧向煤柱中产生的极限平衡区的宽度，及巷道围岩破裂的范围，对窄煤柱沿空掘巷合理位置的选择进行了研究。（3）通过相似模拟实验得出以下结论：巷道在两帮的位移量明显大于顶、底板，顶底板移近量为 416mm，最大顶底板移近量为 480mm。两帮平均移近量为 520mm，最大两帮移近量为 660mm，两帮移近量也不均衡，上帮位移量占两帮移近量的 60%左右。在埋藏深度为 502m 的情况下，在此顶板中开掘巷道，巷道岩层处在动压条件下，而且是大断面，顶底板、两帮相对移近速度变化随时间呈递减状态，采动动压时间与掘进巷道变形时间成反比。相似材料模型表现出的围岩松动圈约为 1.85m，支护设计时应给予考虑。但在此巷道采用锚梁网和锚索联合支护方案，支护效果是良好的。（4）通过相似模拟实验得出以下结论：2608 工作面回采后，支承压力深入煤帮约 15m。因此，2610 工作面上巷（本沿空掘巷）实际上布置在已经受动压破坏的范围内。巷道两帮的位移量明显大于顶、底板，支护后比开挖不支护时上帮的位移减小 25%，下帮减小 65.5%，表明控制上帮 5m 煤柱的内移至关重要。巷道不支护时最大底鼓量为 600mm，支护后减小为 400mm，表明底鼓现象非常明显。巷道的水平应力随着支护而增大，垂直应力随着支护而减小，表明支护使巷道围岩的应力趋于均化，从而对巷道稳定起到了重要的作用。无论支护与否，巷道围岩均处于低应力区，这是因为巷道处于回采后的破碎区内的缘故。支护后巷道总的变形仍然较大，这不是支护强度不够造成的，而是采动的影响，因此沿空掘巷的稳定性主要决定于变形量的控制。综合两种模型，支护后的巷道无论是水平位移还是竖向位移均降低了许多，水平位移降低了 30%。竖向位移也降低了 30%，底鼓现象有所减弱，巷道表面变形降低，围岩自承能力提高，巷道稳定性增加。（5）通过对巷道支护的研究得出以下结论：运用锚杆支护理论选择了沿空巷道合理支护形式，通过分析数值模拟和理论分析结果确定了合理的超前加强支护范围为 60m，支护形式为锚梁网支护配合锚索加强支护的支护形式。结合巷道具体情况，综合分析数值模拟和理论计算结果对东庞矿 2610上巷支护参数以及支护施工工艺进行详细分析计算，得出了合理的支护参数，根据有关标准制定了安全施工措施。（6）通过矿压观测与分析得出以下结论：在 2610 上巷外段设置巷道矿压观测站进行收敛变形观测，距开口 300m范围内每 40m 设置一个围岩变形观测站进行观测，每 30m 安装一套顶板离层仪对顶板离层情况进行监测；3001040m 范围内采动动压影响区每 80m 设置一个围岩变形观测站进行观测，每 40m 安装一套顶板离层仪对顶板离层情况进行监测。通过现场观测，可以看出 2610 上巷围岩变形观测数据，顶底板移近量最小为 30 mm，最大为 140 mm，两帮移近量最小为 50 mm，最大为 150 mm。顶底板移近量最小为 165 mm，最大为 510mm，两帮移近量最小为 300 mm，最大为700 mm，支护效果良好。参考文献1 董昌伟.孤岛工作面沿空掘巷支护技术.安徽卧龙湖煤矿有限公司，20112 侯方同.影响巷道快速掘进因素探讨.中煤第五建设有限公司第三十一工程处，20123 陈龙.留小煤柱沿空掘巷支护技术研究.河北工程大学，20104 廖尚华.煤矿巷道快速掘进的方法.淮浙煤电有限公司顾北煤矿，2010翻译部分英文原文Relationships between gas reservoir and the evolution of stope Surrounding rock fracture at the process of mining the Closed distance protection layerAbstract: Overburden rock movements and fracture developments occur during mining activities. Consequently, relief gas reservoirs and migration in coal seams being mined as well as in near distant coal seams appear. We considered a gas disaster management project and rules on stope relief of gas flows together and explored a gas reservoir and the evolution of stope surrounding rock fractures in the process of mining near distant protective layers by physical simulation, numerical simulation and field testing. Different techniques provide evidence of the rules of interaction of gas reservoirs and the evolution of surrounding rock fractures and are able to find accurately the gas-rich regions around the stope. Finally, we found that these rules can provide a basis for taking measures to prevent gas accidents in the protective layer of the coalface as well as for demonstrating and designing programs to drain high concentrations of gas from the gob.Keywords: physical simulation; numerical simulation; gas reservoir; evolution of fractures1 Introduction Given the complexity of the migration of adjacent coal seam gas and gas reservoir characteristics during mining operations of closed, distant protection layers, studies of gas drainage theory and treatment technology for gas disasters do not consider systemic and organic combinations of mining coal seams and pressure relief gas reservoir of these distant coal seams. Neither are the rules of migration of gas and the movement of mining overburden rock and the evolution of rock fractures considered, although previous studies have taken into account the effect of antireflection and pressure relief of mining coal seam roofs and floor rocks. But these investigations did not provide more accurate determinations of gas-rich regions around stopes and therefore, could not offer a scientific and complete unified theory of control of gas disasters and stope relief gas flows in gas-rich regions. In this study, we make use of physical simulation, numerical simulation and field measurement in order to find pressure relief gas reservoirs in mining coal seams and closed distant coal seams and as well as rules of migration of gas and the movement of mining overburden rock and fracture evolution. 2 Theoretical basis Roofs and floors of coal seams are composed of a number of different natural layers of coal. When coal is produced, the roof is left to a certain extent, but some rocks from the roof may fall. With the face advancing more hard roof rocks roof from the key inter-layer may be falling, which is referred to as first weighing. After that, as the face continues to advance the key inter-layer will drop over a particular cycle time and periodic weighing is formed at the coalface. According to research results from mine subsidence studies and roof rock control studies, events such as caving, separation breaking and bending the sinking three-zone in the overlying strata of the gob occur. The caving zone experiences caving, compression and compaction processes. In the separation breaking zone, also known as the fracture zone, fractures will appear, which may become fully developed in the compaction process. When the mining area reaches a certain level of production, fractures located in the middle of the gob roof rocks tend to become compacted, and developing connected separation fracture zones start to form around the gob area, with shapes similar to the O-X-formation when the main roof rock breaks, Academician Qian ming-gao called it the O-ring. When an O-ring appears, more attention is paid to the pressure relief gas drainage in gobs, but how to find relief gas-rich regions is the key to drain gas efficiently.Fig. 1 Mechanics of the formation of the annular fracture ring3 Physical simulation and analysis The mining environment of the Wu8-19190 face of the No.4 mine in Pingmei is used as our simulation model The display of the model of the former mine is shown in Fig. 2.Fig. 2 Display of model before mining In the process of simulating production at the working face in the laboratory, the roof overlying the rock fracture zone experiences a decline in relieve, buckling, cracking, extensional faulting and crack shrinking during mining, showing the evolution of the closure process, which has a direct impact on gas desorption, flows and the reservoir. During production at the coalface, the rock above the coal seam is constantly falling. When the face has advanced to about 180 m, the height of the coal caving zone above the coal seam is about 09 m, the drawing place for the falling rock is about 20 m and the height of the fracture zone is between 1028 m.Fig. 3 Map showing the distribution of a fracture zone after the collapse of the working face In the course of coal mining, the stress of the coal rock changes dynamically and the stress concentration zone above the coal wall is continuously relocating, far away from the coalface. The peak stress concentration is about 4.06.1 m in front of the working face, while the area affected by the supporting stress is about 1520 m in front of the working face. Between 13-27 m at the rear of the working face the stress has drops drastically. The distribution of the overlying rock fracture is as follows: the height of the coal caving zone is about 09 m and the height of the fracture zone is between 1028 m. During mining, the scope of the gob caving is continuously expanding, the overlying rock fractures experience relieve, buckling, cracking, extensional faulting, crack shrinking and are becoming smaller, part of the evolution of the closure process. When the length of the gob is to 143 m, the overlying rock fractures, located in the middle of gob area, are basically compacted. However, overlying rock fractures have developed at both ends of the gob.4 Numerical simulation Given the same mining environment as the model, units of the overburden rock and the floor are turning red during mining as a result of fracture development. Fig. 4 shows the changes in fractures at the front and the centre of the gob when the mining distance is 200rn.(a) At the front of the gob (b) In the centre of the gobFig. 4 Changes in fractures at the front and in the centre of the gob when mining distance is 200mAfter the formation of the open-off cut, with the overlying rock hanging open, the immediate roof unburdened its load and an expansion deformation occured, caused by the excavation and the rock became blended by gravity. When the working face reached about 25 m, a pseudoplastic rock beam occurred in the centre of the rock. Given that the immediate roof of the Wu8 coal seam is mainly composed of sandy mudstone, it is stable and does not fall easily, but the roof moved and the red regions of the affected seams Wu9 and 10 appeared fractured. During continued production at the face; a large-scale movement, at the overlying rock emerged. The upper bedrock ahead and behind the coal gob wall was destroyed by shear stress and tensile failure cracks appeared. When the working face reached about 75 m, fracture move menu in the key layer (fine sandstone) began to appear, asymmetric in shape, secondary fractures appeared at the top roof and fell, the first time in this cycle pressure phenomenon .Simultaneous, vertical and separation fractures appeared above the caving zone. As production at the face continued, the immediate roof fell of its own accord. From the impact of mining, destructive movements in the form of main stresses and shear stresses developed in the upper strata and separation and vertical fractures developed upward, affecting the overlying key layer. When the working face reached 125 m, a second sub-cycle movement showed up in the roof covering. When mining at the working face advanced, the overlying rock continued to show characteristics of cycle movements. However, the scope of the caving movement and fracture development of the overlying rock in the vertical direction tended to remain stable.From observations of our numeric simulation at the mining face, we concluded that the supporting pressure, focused on the coal seam, always increases from the reset pressure. When it reached its peak value, the pressure began to decrease, all the way down to zero. The coal seam appeared fractured under the changing supporting pressure and development of coal seam fractures and displacement were experienced over time and space. The fractures developed fully in the same place; in different places, fractures developed everywhere towards the working face. From the face of the coal wall to the place where fractures had just appeared, we divid