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涡北煤矿1.5 Mta新井设计浅析深井沿空留巷支护理论与技术 煤矿 1.5 Mta 设计 浅析 深井 沿空留巷 支护 理论 技术

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编号：（ ）字 号本科生毕业设计姓 名： 张 志 义 学 号： 01070029 学 院： 矿 业 工 程 学 院 专 业： 采 矿 工 程 专 业 设计题目： 涡北煤矿1.5 Mt/a新井设计 专 题： 浅析深井沿空留巷支护理论与技术 指导教师： 张 农 职 称： 教 授 二一一年六月中国矿业大学毕业设计任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程专业2007级 学生姓名 张志义 任务下达日期： 年 月 日毕业设计日期： 年 月 日至 年 月 日毕业设计题目：涡北煤矿1.5 Mt/a新井设计毕业设计专题题目：浅析深井沿空留巷支护理论与技术毕业设计主要内容和要求：本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分题目为涡北煤矿1.50 Mt/a新井设计。井田走向长度约6 km，倾向长度约3.2 km，面积约19 km2。主采煤层为8号煤层，平均倾角为18，平均厚度为9.0 m。井田工业储量为191.87 Mt，可采储量为111.03 Mt，矿井服务年限为56.9 a。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。通过技术经济比较，最终确定方案三为最优方案。一水平标高-650 m，二水平标高-1000 m。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度200 m，采用综采放顶煤采煤法，矿井年工作日为330 d，工作制度为“三八制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为中央并列式。专题部分题目：浅析深井沿空留巷支护理论与技术。深井沿空留巷是提高采出率、煤层群卸压开采，进而实施煤与瓦斯共采的关键技术。要经历两次工作面采动影响，加之深部巷道围岩变形具有高地压、大变形和长期蠕变的特点，巷道维护较浅部沿空留巷更加困难。本文以淮南顾桥煤矿深井沿空留巷为工程背景，运用FLAC3D数值模拟和现场实测相结合的手段对工程实践中经常遇到的厚直接顶、薄直接顶和无直接顶三种沿空留巷类型进行研究，提出相应的支护方案。翻译部分题目：Numerical simulation of rock burst in circular tunnels under unloading conditions。院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计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设计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及工作量的大小；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设计答辩及综合成绩答 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。一般部分为涡北煤矿1.50 Mt/a新井设计。涡北煤矿位于安徽省亳州市境内，东有京九铁路，西有濉阜铁路，交通便利。井田走向长度约6 km，倾向长度约3.2 km，面积约19 km2。主采煤层为8号煤层，平均倾角为18，平均厚度为9.0 m。井田工业储量为191.87 Mt，可采储量为111.03 Mt，矿井服务年限为56.9 a。矿井正常涌水量为250 m3/h，最大涌水量为280 m3/h。矿井绝对瓦斯涌出量为21.33 m3/min，属于低瓦斯矿井。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：立井两水平开拓上下山开采，暗斜井延深；方案二：立井两水平开拓上下山开采，立井直接延深；方案三：立井两水平开拓上山开采，暗斜井延深；方案四：立井两水平开拓上山开采，新混合井延深。通过技术经济比较，最终确定方案三为最优方案。一水平标高-650 m，二水平标高-1000 m。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度200 m，采用综采放顶煤采煤法，矿井年工作日为330 d，工作制度为“三八制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为中央并列式。专题部分题目：浅析深井沿空留巷支护理论与技术。深井沿空留巷是提高采出率、煤层群卸压开采，进而实施煤与瓦斯共采的关键技术。要经历两次工作面采动影响，加之深部巷道围岩变形具有高地压、大变形和长期蠕变的特点，巷道维护较浅部沿空留巷更加困难。本文以淮南顾桥煤矿深井沿空留巷为工程背景，运用FLAC3D数值模拟和现场实测相结合的手段对工程实践中经常遇到的厚直接顶、薄直接顶和无直接顶三种沿空留巷类型进行研究，提出相应的支护方案。翻译部分题目：Numerical simulation of rock burst in circular tunnels under unloading conditions。圆形隧道在卸压过程中发生岩爆的数值模拟。关键词： 立井； 暗斜井； 采区布置； 放顶煤采煤法； 中央并列式； 沿空留巷ABSTRACTThis design can be divided into three sections: general design, monographic study and translation of an academic paper.The general design is about a 1.50 Mt/a new underground mine design of Wobei coal mine.Wobei coal mine lies in Hozhou City, Anhui province.As Jingjiu railway runs in the west of the mine field and Suifu railway runs in the east of the mine field, the traffic is convenient.Its about 6 km on the strike and 3.2 km on the dip, with the 19 km2 total horizontal area.The minable coal seam is 8 with an average thickness of 9.0 m and an average dip of 18.The proved reserves of this coal mine are 191.87 Mt and the minable reserves are 111.03 Mt, with a mine life of 56.9 a. The normal mine inflow is 250 m3/h and the maximum mine inflow is 280 m3/h. The mine gas emission rate is 21.33 m3/min, the mine belongs to low gas mine. Based on the geological conditions of the mine, I bring forward four available projects in technology.The first is vertical shaft development with two mining levels and the first level at -650m and the second level at -850m and extension of blind inclined shaft; the second is vertical shaft development with two mining levels and the first level at -650m and the second level at -850m and extension of vertical shaft; the third is vertical shaft development with two mining levels and the first level at -650m and the second level at -1000m and extension of blind inclined shaft; the last is vertical shaft development with two mining levels and the first level at -650m and the second level at -1000m and extension of new vertical shaft. The third project is the best comparing with other three projects in technology and economy.The first level is at -650 m.The second level is at -1000 m.Designed first mining district makes use of the method of the mining district preparation.The length of working face is 200 m, which uses fully-mechanized coal caving mining method. The working system is “three-eight” which produces 330 d/a.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport. The type of mine ventilation system is center ventilation.The monographic study is a brief analysis of law and tecenolgy of rodway supporting of gob-side entry rataining.Gob-side entry rataining is the key technology of unlonding stress and coal and gas mining at the same time. Because of twice mining influence, high press and large deformation and long-term creep of the deep roadway, its more difficult to roadway maintenance.The paper is based on the deep gob-side entry retaining of Guqiao coalmine in Huaibei mining area. And it researches on the laws of stress evolution and failure mechanism of roadway with thick roof and thin roof and no roof by using numerical simulation and applying field test, and proposes corresponding support scheme.The translated academic paper is Numerical simulation of rock burst in circular tunnels under unloading conditions.Keywords: Vertical shaft; Blind inclined shaft; Mining district preparation; Coal caving mining ; Center ventilation; Gob-side entry rataining中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第V页目 录一 般 部 分1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1地理位置与交通11.1.2地形地貌11.1.3河流及水体11.1.4气候21.1.5自然地震21.1.6矿区内工农业生产、建筑材料等概况21.1.7区域电源21.2井田地质特征31.2.1地层31.2.2井田地质构造51.2.3水文地质条件61.3煤层特征81.3.1煤层81.3.2煤层顶底板91.3.3煤质及工业用途101.3.4瓦斯111.3.5煤尘121.3.6煤的自燃121.3.7地温122 井田境界和储量132.1井田境界132.1.1井田范围132.1.2开采界限132.1.3井田尺寸132.2矿井工业储量142.2.1地质资源储量142.2.2工业资源/储量152.3矿井可采储量162.3.1安全煤柱留设原则162.3.2矿井永久保护煤柱损失量162.3.3矿井可采储量173 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服务年限193.2.4井型校核204 井田开拓214.1井田开拓的基本问题214.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标214.1.2工业场地的位置224.1.3阶段划分及开采水平的确定234.1.4主要开拓巷道234.1.5矿井开拓延深234.1.6方案比较234.2矿井基本巷道294.2.1井筒294.2.2井底车场及硐室294.2.3主要开拓巷道375 准备方式采区巷道布置405.1煤层地质特征405.1.1采区位置405.1.2采区煤层特征405.1.3煤层顶底板岩石构造情况405.1.4水文地质405.1.5主要地质构造405.1.6地表情况405.2采区巷道布置及生产系统415.2.1采区范围及区段划分415.2.2煤柱尺寸的确定415.2.3采煤方法及首采工作面工作面长度的确定415.2.4确定采区各种巷道的尺寸、支护方式415.2.5采区巷道的联络方式415.2.6采区接替顺序425.2.7采区生产系统425.2.8采区内巷道掘进方法425.2.9采区生产能力及采出率455.3采区车场选型设计476 采煤方法486.1采煤工艺方式486.1.1采区煤层特征及地质条件486.1.2确定采煤工艺方式486.1.3回采工作面参数486.1.4回采工艺及设备496.1.5回采工作面支护方式516.1.6端头支护及超前支护方式536.1.7各工艺过程注意事项546.1.8回采工作面正规循环作业556.2回采巷道布置586.2.1回采巷道布置方式586.2.2回采巷道参数587 井下运输617.1概述617.1.1井下运输设计的原始条件和数据617.1.2运输距离和货载量617.1.3矿井运输系统617.2采区运输设备选择627.2.1设备选型原则627.2.2采区运输设备的选型627.3大巷运输设备选择637.3.1运输大巷设备选择637.3.2辅助运输大巷设备选择638 矿井提升668.1概述668.2主副井提升668.2.1主井提升668.2.2副井提升689 矿井通风及安全709.1矿井地质、开拓、开采概况709.1.1矿井地质概况709.1.2开拓方式709.1.3开采方法709.1.4变电所、充电硐室、火药库709.1.5工作制、人数709.2矿井通风系统的确定719.2.1矿井通风系统的基本要求719.2.2矿井通风方式的选择719.2.3矿井通风方法的选择729.2.4采区通风系统的要求729.2.5工作面通风方式的确定739.1.6回采工作面进回风巷道的布置739.3矿井风量计算749.3.1矿井风量计算方法概述749.3.2回采工作面风量计算749.3.3掘进工作面风量计算769.3.4硐室需要风量的计算769.3.5其他巷道所需风量769.3.6矿井总风量计算769.3.7风量分配779.4矿井通风阻力789.4.1确定矿井通风容易时期和困难时期789.4.2矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线819.4.3矿井通风阻力计算819.4.4矿井通风总阻力819.4.5矿井总风阻及总等积孔829.5矿井通风设备选型849.5.1通风机选择的基本原则849.5.2通风机风压的确定849.5.3电动机选型869.5.4矿井主要通风设备的要求879.5.5对反风装置及风硐的要求879.6特殊灾害的预防措施889.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施889.6.2预防井下火灾的措施889.6.3防水措施8810 设计矿井基本技术经济指标89参考文献90专 题 部 分浅析深井沿空留巷支护理论与技术911绪论911.1 问题的提出与研究意义911.2研究现状921.3研究内容及研究方法942沿空留巷围岩结构943沿空留巷围岩应力分布954留巷侧采空区顶板的运动规律975巷旁支护的作用及形式986巷内支护形式的选择1007沿空留巷矿压显现规律的数字模拟和现场实测1017.1沿空留巷矿压显现规律的数值模拟1017.2沿空留巷矿压显现规律的现场实测1058 结论111翻 译 部 分英文原文113中文译文122致 谢129中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第17页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置与交通矿井位置：涡北煤矿位于淮北平原西部，行政区划属安徽省涡阳县管辖。其中心南距涡阳县城4.0 km。地理坐标：东径11609581161245，北纬333053333448。矿井范围：南起F3断层及其分支F3-1断层，北至刘楼断层；东起太原组灰岩顶界面的隐伏露头线，西止于32煤层-1000 m水平等高线的地面投影线。平面上近似为一矩形，南北长5.626.53 km，东西宽2.333.71 km，面积19 km2。矿井交通条件：濉阜铁路从矿井东南约3 km处通过，涡阳火车站距矿井中心约5 km；在矿井的西部（直线距离）约40 km处有京九铁路；涡阳至河南省永城，涡阳至阜阳、蚌埠、亳州、淮北及邻县已形成四通八达的公路网。涡河可长年通航小型机动船，上游可达亳州，下游直通淮河。矿区交通位置如图1.1.1。图1.1.1 交通位置示意图1.1.2地形地貌矿内地势平坦，地面标高29.4932.5 m，地势西北高东南低。矿内河渠纵横，村庄密布，河渠两岸及道路两侧绿树成荫。1.1.3河流及水体本区属淮河水系。涡河及其支流武家河为长年性河流，由西北向东南流经矿井西南部。夏季洪水期，涡阳城关节制闸上游最高洪水位（1963年8月7日）标高为30.45 m，秋冬季枯水期，河水水位一般较低。人工开挖的灌溉沟渠中，较大的有涡新河。本区地下水较丰富，一般能满足居民生活及工业用水。1.1.4气候本区气候温和，属季风暖温带，半湿润气候，春秋温和少雨，夏季炎热多雨，冬季寒冷多风。19561990年年平均气温14.6 ，最高气温（1964年7月9日）41.2 ，最低气温（1969年2月5日）-24 。春秋季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风，平均风速为3.2 m/s。年平均降水量为811.8 mm，雨量多集中在七、八两个月。全年蒸发量1890.6 mm，全年无霜期215 d，冻结期最早为11月10日（1968年），最晚可至次年3月16日（1959年）。冻土最深可达19 cm（1977年1月6日）。1.1.5自然地震本区处于东西向和南北向大断裂的交汇带，曾有小地震发生，但没有灾害性的大震。根据安徽省地震局1996年编制出版的地震烈度区划图查得，本区地震基本烈度值为，地震动峰值加速度为0.10 g。1.1.6矿区内工农业生产、建筑材料等概况井田位于淮北平原西部，以农业为主、工业欠发达。农作物主要有小麦、大豆、玉米、红薯等。井田8号煤层赋存区内共有大小村庄22个，矿井建设和生产期间应根据国家政策，有计划的妥善处理征地和迁村事宜。矿井建设中的钢材、木材、水泥等材料主要由外地供应，砖、瓦、砂、石等土产材料均可由当地解决。井田中心距涡阳县城仅4 km，为本矿井的建设和生产、居民生活等依托城市提供了便利条件。1.1.7区域电源本区电源充沛可靠。涡阳县城南现在设有220/110/35 kV的区域变电所，其变压器容量为1120 MVA+190 MVA，为双回路供电方式。设计矿井供电电源引自涡阳县城南220/110/35 kV区域变电所，采用35 kV向矿井供电，每回线路长约14 km。1.2井田地质特征1.2.1地层本井田勘探程度属于精查。1997年6月安徽省煤田地质局第三勘探队完成了对井田的精查工作并提交了安徽省涡阳县涡北井田勘探（精查）地质报告。根据该报告矿井为全掩盖区，第三、四系厚度变化不大，一般在400420 m左右，古地形东高西低。区内地势平坦，潜水面较浅。本矿井内古生界岩层均隐伏于新生界松散层之下，经钻孔揭露，自下而上分别为奥陶系考虎山组、石炭系本溪组、太原组，二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组，第三系、第四系。本矿为石炭二叠纪含煤地层。石炭系煤层薄、不稳定、煤质差，并且顶板多为石灰岩，水文、工程地质条件复杂。二叠纪含煤地层，总厚约990 m，含煤2030层，煤层总厚2026 m。上石盒子组下部含1、2、3三个煤组，多为薄煤层。下石盒子组含4、5、6、8等四个煤组，为矿井主要含煤段。山西组下部含10、11两个煤组，煤层薄，煤分层少。各组岩性特征由老到新简述如下：如图1.2.1。1） 奥陶系（O2t）老虎山组：揭露厚度10.76 m,为深灰色略带肉红色块状微晶白云质含泥质灰岩，含燧石结核，裂隙尤为发育。2） 石炭系（C）（1） 中统本溪组（C2b） 与下伏老虎山组假整合接触。厚43.73 m，为深灰色钙质泥岩、暗紫色杂色铝质泥岩、铁铝质泥岩为主，上部夹浅灰白色生物碎屑泥晶灰岩两层。（2） 上统太原组（C3t）与下伏本溪组整合接触，厚127.70 m。根据岩性特征分段叙述如下：下段：为深灰色生物碎屑泥晶灰岩，有孔虫、瓣鳃类等动物化石；中段：浅灰色灰色细中粒石英砂岩、泥岩夹薄煤三层及生物碎屑灰岩一层；上段：灰深灰色泥晶生物碎屑灰岩5层夹深灰色泥岩及薄层细砂岩。灰岩中含较多蜓类、腕足类、珊瑚、海百合茎等动物化石。3） 二叠系（P）（1） 下统山西组（P1S）与下伏太原组整合接触。底界以太原组灰岩之顶为界，上界至铝质泥岩下骆驼钵砂岩之底，厚66.85108.11 m，平均厚87.76 m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含10、11两煤层（组）；（2） 下统下石盒子组（P1X）与下伏山西组整合接触。下界从骆驼钵砂岩之底，上界至3煤组下K3砂岩之底，地层厚246.73255.31 m，平均厚250.04 m，岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。本组为本矿主要含煤段，含4、5、6、8等四个煤组，其中8为本矿主要可采煤层；（3） 上统上石盒子组（P2S）与下伏下石盒子组整合接触。下界从K3砂岩之底，上界至平顶山砂岩之底，厚约642 m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色和绿色增多。9.0图1.2.1 地层综合柱状图 （4） 上统石千峰组（P2h）与下伏上石盒子组整合接触，揭露厚度 310 m。下段：厚约80 m。为灰白色粗粒石英砂岩夹砖红色细砂岩、粉砂岩薄层，石英含量可达8590%，含长石及重矿物，接触式、基底式胶结，填隙物主要为硅质、少量泥、钙质，局部可见泥岩角砾，厚层状，层理不发育。上段：砖红色粉砂岩为主，夹细砂岩薄层，镜下鉴定石英含量可达7585%，长石含量10%左右，含有重矿物，基底式、接触式胶结，填隙物主要为钙质，少量泥质，常见钙质结核，平行层理发育，层面含白云母片。4） 上第三系（1） 中新统本统与下伏二叠系呈不整合接触。厚度111.20147.80 m，平均为133.50 m，一般可分为三段：下段：为残坡积相沉积，岩性较杂，其厚度变化大，为011.35 m，一般厚度34 m，为深黄、灰白、灰绿及棕红色砂砾、砾石、粘土砾石、粘土质砂及钙质粘土组成，多呈半固结状；中段：为湖相沉积，岩性为灰绿色粘土和半固结及固结状灰白色泥灰岩及钙质粘土。泥灰岩坚硬有溶蚀现象，具溶孔或小溶洞。一般厚度10 m左右；上段：为湖相沉积，岩性由灰绿、灰白、灰黄色厚层粘土及砂质粘土间夹58层细砂或粘土质砂组成。粘土单层厚度大，分布稳定，质纯致密，具静压滑面。一般厚度110 m左右。（2） 上新统与下伏中新统呈整合接触，为河湖相沉积物，分为上中下三段：下段：棕黄、灰绿、灰白色中细砂及粉砂、粘土质砂间夹36层砂质粘土及粘土组成。一般厚度55 m左右；中段：棕黄及浅黄色中细砂和粉砂间夹35层粘土或砂质粘土，砂层单层厚度大，结构松散。局部夹13层薄层呈透镜状分布的砂岩（盘），钙泥质胶结，岩性坚硬。本段厚度95 m左右；上段：灰绿、浅黄、棕黄色粘土及砂质粘土夹23层细砂及粘土质砂。顶部富含钙质及铁锰质结核组成古土壤层，相当于沉积间断古剥蚀面，是第三系与第四系地层的分界线。厚度32 m左右。5） 第四系该地层假整合于上第三系之上，厚度8399 m，一般为91 m左右。1.2.2井田地质构造涡北煤矿位于淮北煤田涡阳矿区的东北部，地处宿北断裂、光武固镇断裂及夏邑固始断裂和丰涡断裂所围成的菱形地块内。主体构造表现为一遭受断层（块）切割了的西倾单斜。矿井构造明显受到区域构造的制约。涡北煤矿井田构造中等，局部中等偏复杂。总体上为一走向近南北，向西倾斜的单斜构造，地层倾角一般在1525。其南、北自然边界分别为F4断层及其分支F4-1断层和刘楼断层。区内的F1（横向）、F2（纵向）和F3（纵向）三条相交的正断层将矿井分割成六个小区。区：刘楼断层F2间，F1矿井浅部边界；区：F2F3间，F1矿井浅部边界；区：F3F4间，F1矿井浅部边界；区：刘楼断层F2间，F1矿井深部边界；区：F2F3间，F1矿井深部边界；区：F3F4间，F1矿井深部边界。1） 褶皱构造本矿褶曲不甚发育，仅存在一些宽缓的波状起伏。F1断层以东的、小区，地层倾角变化不大，一般在18左右；F1断层以西的、小区，地层倾角则相对较为平缓，但沿走向也有一定的变化，北部宽缓，地层倾角在1121之间，一般在17左右。自第8勘查线向南-700 m水平以深的地段，地层倾角变陡，由21逐渐变为25，致使南部水平宽度减小，地层走向也逐步拐向西南方向。2） 断层根据涡北井田勘探（精查）地质报告，全区共发现断层6条，分别为刘楼断层、F1、F2、F3、F4、F4-1。其中刘楼断层为北部井田边界，F4、F4-1为南部井田边界。F1、F2、F3为井田内断层。（1） 刘楼断层：为矿井北部边界。正断层，走向近EW，倾向N，走向长度3 k m，落差1000 m，倾角3050。断层控制严密，属查明断层；（2） F4断层：为矿井南部边界。正断层，走向总体为NE方向，在矿井浅部逐渐转向近EW方向。倾向SE，走向长度2.3 km，落差280 m，倾角70。属查明断层；（3） F4-1断层：为矿井东南部边界。正断层，走向总体为NE方向，倾向SE，走向长度900 m，落差270 m，倾角50，南部被F3所截。为查明断层；（4） F1断层：为分区断层。正断层，走向SN，倾向E，走向长度6 km，贯穿整个矿井。落差20250 m不等，北部较小，一般3.7 km，切割整个矿井。落差在40310 m之间，倾角为4070。属查明断层；（6） F3断层：走向总体近EW，东段由于受F1的切割影响，使其走向变为NEE向。落差在040 m之间，倾角为15。属查明断层。3） 岩浆岩区内岩浆活动不甚强烈，仅在矿井边缘有两个钻孔见到。其中一孔：斑状花岗岩，厚度7.80 m，侵入层位位于本溪组顶部；另一孔：闪斜煌斑岩，厚度1 m，侵入层位在上石盒子组上部，下距3煤组约270 m左右。根据已有资料分析，岩浆岩对矿井内煤层、煤质影响的可能性较小。从区域岩浆岩资料及本矿井的侵入层位可以推断，区内岩浆岩的侵入时代应属于燕山期。4） 岩溶塌陷通过三维地震勘探在勘探区内没有发现直径大于30 m的陷落柱。1.2.3水文地质条件1） 主要充水含水层（1） 新生界第四含水层本含水层（组）直接覆盖在煤系地层之上，其厚度变化主要受古地形控制，含水层厚度011.35 m，平均厚3.43 m。其岩性较复杂，多为半固结及固结状砾石及粘土质砂组成。分布极不稳定。与煤系砂岩裂隙水有一定的水力联系，是浅部煤层开采的主要补给水源；（2） 煤系砂岩裂隙含水层（段）煤系砂岩裂隙水是矿井的直接充水水源，由于砂岩裂隙发育不均一，一般富水性较弱，以静储量为主，补给量不足；（3） 灰岩岩溶裂隙含水层（段）太灰和奥灰岩溶裂隙发育不均，富水程度不一，但总体上讲，是富水含水层，正常情况下对煤层开采无直接充水影响，但当遇断层使煤层与灰岩对口接触或其间距缩短或是遇封闭不良钻孔等情况，灰岩水有可能突入矿井。随着采掘的延深，加之灰岩水压高的影响，灰岩的可能突水性大大增加。太灰和奥灰水的防治是本矿防治水工作的重点和难点；（4） 断层本矿构造属中等局部偏复杂类型。断层破碎带岩性较混杂，主要为泥岩、粉砂岩及少量砂岩，挤压揉皱现象严重，但钻探揭露时均未发生漏水。断层的富水性弱，导水性差。但由于本矿部分为层断距大，造成62、63、8煤层与太灰对口。开采到这些部位时，太灰的突水可能性很大，应引起重视。2） 主要隔水层（1） 新生界第三隔水层（组）主要由灰绿色粘土和砂质粘土组成，粘土可塑性好，膨胀性强，厚度大且分布稳定，具有良好的隔水性，可有效地阻隔三含及其以上各含水层与四含及各基岩含水层的水力联系；（2） 8煤组下隔水层（段）隔水层厚17.2666.41 m，一般30 m左右，以铝质泥岩、泥岩和粉砂岩为主夹少量砂岩，裂隙不发育，隔水性能较好；（3） 11煤底至太原组灰岩顶部隔水层（段）11煤距太灰间距为7.6319.77 m，平均间距14.49 m，一般起不到防水作用，若开采11煤，底板突水可能性大，必须采取有效措施。3） 矿井涌水量设计结合地质报告所提矿井涌水量，并参考邻近矿井估算矿井正常涌水量为250 m3/h，最大涌水量为280 m3/h。4） 矿井开采受水害威胁程度本矿为全隐伏煤田，上覆巨厚新生界松散层，松散层一般厚度为400 m左右。由于有厚度大、隔水性良好的第三隔水层的存在，地表水及一、二、三含水对矿井充水无影响。在合理留设防水煤柱的情况下，四含水是矿井充水的补给水源，但四含水厚度不大，富水性较弱，对矿井开采影响不大。煤系砂岩裂隙水是矿井充水的直接充水水源，但煤系砂岩裂隙发育不均一，一般富水性较弱，以静储量为主，对矿井充水威胁不大。太灰在正常情况下，距8煤100多米，除开采112煤层外，一般对其它煤层影响不大，但要注意受断层影响，煤层和太灰对口部位。5） 水文地质条件分类的综合评定按照矿井水文地质规程中有关矿井水文地质条件分类标准，通过对本矿井水文地质条件综合分析，水文地质条件应为以裂隙充水为主的简单中等类型，若开采112煤，由于受底板灰岩水威胁，水文地质条件应为中等类型。1.3煤层特征1.3.1煤层本矿为石炭二叠纪含煤地层。上石盒子组下部含1、2、3三个煤组，多为薄煤层。下石盒子组含4、5、6、8等四个煤组，为矿井主要含煤段。山西组下部含10、11两个煤组，煤层薄，煤分层少。可采的有32、62、63、8、112等五层煤层，可采煤层平均总厚10.10 m，其中8煤层为主要可采的较稳定煤层，平均总厚9.0 m，占可采煤层总厚的79%；其它为不稳定的局部可采煤层。本矿煤层倾角一般为1525，变化不大，煤层为缓倾斜煤层。风化带深度为松散层底界下垂深30 m。涡北矿井有可采煤层5层，自上而下编号为32、62、63、8、112。各可采煤层情况见表1.3.1。现分述如下：1） 32煤层位于上石盒子组下部，为本组唯一可采煤层。结构简单，部分见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。F2断层以北厚0.901.10 m，仅个别点不可采，厚度变化不大，可采区连续，趋向于较稳定煤层；F2断层以南煤层厚度变化较大，不可采区零星分布，尤其是F1断层以东（区），32煤层仅个别点达可采厚度，无利用价值；区厚度一般为1.00 m左右，南部和北部均有一个不可采区，因此，32煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶、底板以泥岩为主，并有少量粉砂岩和细砂岩。表1.3.1可采煤层特征一览表煤层名称厚度m层间距m煤层结构稳定程度最小值-最大值平均值夹矸层数结构320.22-1.75211.2502简单不稳定0.88620-1.6601简单不稳定0.593.58630-1.2101简单不稳定0.5329.0188.1-9.602简单较稳定9.0103.031120-1.5803较简单较稳定0.742） 62煤层位于下石盒子组下部，上距32煤层平均间距为211.25 m，结构简单，少数见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。F2断层以北煤层厚度薄，均不可采；F2断层以南煤层厚度在临界可采附近，不可采区零星分布，区煤厚一般在0.71.00 m之间，但中、浅部为一南北向带状不可采区，降低了煤层的利用价值，因此，62煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶、底板以泥岩为主，并有少量粉砂岩。3） 63煤层位于下石盒子组下部，上距62煤层0.928.96 m，平均3.58 m，结构简单，少量见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。F2断层以北煤层厚度薄，均不可采；F2断层以南区内63煤层厚度较稳定，一般为1.00 m左右，8-9线以南为可采区；区大部分不可采，仅中、深部为一鞍状可采区，煤层厚度约0.80 m左右，因此，63煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，底板一般为泥岩，少量粉砂岩或细砂岩。4） 8煤层位于下石盒子组下部，上距63煤层平均间距29.01 m。全区大部可采，煤类单一。因此8煤层为较稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩、细砂岩次之，粉砂岩、细砂岩下常发育泥岩伪顶，底板一般为泥岩。煤层最大厚度9.6 m，最小厚度8.1 m，平均厚度9.0 m。5） 112煤层位于山西组下部，上距8煤层平均间距为103.03 m，结构简单，少量见煤点具一层夹矸，夹矸为泥岩或炭质泥岩。112煤层厚度较薄，见煤点厚度一般均在临界可采附近，I区浅部为可采区，厚度1.01.3 m；区中、南部为一个南北向带状可采区，煤层厚度约为0.91.2 m，其它可采区零星分布，因此112煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，底板一般为粉砂岩。1.3.2煤层顶底板本矿区可采煤层32、62、63、8、112煤顶板以泥岩为主，其次粉砂岩，局部细、中砂岩。底板以泥岩为主，其次粉、细砂岩。对矿区内各见煤钻孔进行统计，可采煤层直接顶、底板岩性厚度见表1.3.2。表1.3.2可采煤层直接顶、底板岩性及厚度 岩性厚度m煤层号泥岩粉砂岩细砂岩中砂岩最小最大平均最小最大平均最小最大平均最小最大平均32顶板1.0422.874.971.411.513.050.715.012.86底板0.7334.713.370.847.092.982.396.254.8762顶板0.7021.035.191.559.214.350.757.033.896.776.77底板0.338.742.320.234.442.541.447.345.0263顶板0.5328.473.050.614.522.561.137.343.642.814.143.48底板1.1017.954.160.948.744.101.846.744.203.908.846.378顶板1.025.122.990.9612.324.619.2825.8217.828.7820.1213.56底板0.4212.522.212.1012.046.38112顶板0.6918.694.771.5912.386.394.5011.767.27底板0.6219.7710.5712.4519.7310.7415.2615.261.3.3煤质及工业用途本矿井以焦煤为主，伴有少量肥煤，煤类分布规律明显。各煤层均属中灰煤，特低硫（112煤层属中高高硫分煤），特低磷低磷，三氧化二砷含量甚微；属中高热值煤，高难熔灰，酸性灰渣、结渣、结污指数低。主采煤层8煤层浮煤产率在6272%之间，属良等。但浮、沉产物不易迅速分离，属中等可选极难选。各煤层属中等挥发分，强特强粘结性，具良好的结焦性。1） 元素分析元素分析成果见表1.3.3。（1） 碳（C.daf）：剖面上自上而下递增，平均含量由32煤层88.97%增至112煤层89.97%。（2） 氢（H.daf）：各煤层平均含量在4.955.24%之间，剖面上自上而下有微小的递减趋势。（3） 氧（O.daf）：各煤层平均含量为1.974.18%，基本上遵循碳高氧低的原则。表1.3.3元素分析成果统计表煤层元 素 分 析 %原子比FCC.dafH.dafN.daf(O+S).dafO.dafO/CH/C3287.24-90.5188.974.84-5.535.231.28-1.481.353.22-6.394.452.55-5.683.690.0310.70155.66287.54-90.3088.994.91-5.565.241.29-1.341.304.06-5.994.473.49-5.413.820.0320.70254.16388.06-89.9488.794.88-5.365.171.32-1.371.353.33-5.454.692.82-4.844.180.0350.69454.3888.62-91.2589.574.66-5.495.011.30-1.671.532.10-5.173.891.64-4.763.400.0280.66761.611288.39-91.0989.974.58-5.304.951.36-1.541.462.49-5.273.621.35-2.281.970.0160.65661.92） 挥发分（V.daf）和胶质层（Y）（1） 各煤层浮煤挥发分产率见表1.3.4。浮煤挥发分产率平均值在21.8328%，属中等挥发分煤。（2） 胶质层厚度平均值为18.227.2 mm，32煤稍高。表1.3.4煤炭分类指标综合表煤层V.daf%GR.IYmm煤 类3224.42-30.6128.00(16)76.7-97.690.8(16)17.0-36.527.2(13)FM 1/3JM JM6223.32-26.5024.75(10)67.6-93.186.9(9)10.0-21.518.9(8)JM6323.23-35.5225.47(4)86.9-93.489.0(4)19.0-29.023.1(4)FM JM819.45-26.3422.98(31)52.8-96.781.7(30)11.5-25.018.2(30)JM11218.38-25.1621.83(8)78.8-97.688.2(8)16.5-25.518.8(6)FM JM综上所述，本矿井煤层属强特强粘结性煤，具良好的结焦性，其洗选精煤是优质炼焦配煤。3） 煤的工业分析（1） 各煤层原煤发热量值见表1.3.5。各煤层原煤干燥基弹筒发热量平均值在25.5428.85 MJ/kg，且以8煤层最高。表1.3.5发热量统计表煤层煤类Qb.dMJkg-1Qgr.dMJkg-1分级原煤浮煤原煤32FMJM21.25-31.3527.5331.82-33.9732.9827.42高热值煤62JM23.08-29.0025.5430.65-33.7132.9125.45中热值煤63FMJM21.56-28.3225.9025.81高热值煤8JM24.83-31.5128.8531.50-34.8933.6028.76高热值煤112JM25.98-30.9528.5833.8928.27高热值煤（2） 低温干馏各煤层焦油产率Tar.ad一般值在4.676.20%之间，属含油煤，不宜做液化和炼油用煤。（3） 煤类本矿井煤类较单一，以JM为主，伴有少量FM，当出现孤立零星不成片的其它煤类时，一般就近合并。4） 煤的工业用途本矿井煤层以中变质的焦煤为主，洗精煤灰分 10 ml/g.daf，全矿井的相对瓦斯涌出量为6.77 m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.3 m3/min，根据煤矿安全规程（2010年版），本矿井为“低瓦斯矿井”。但根据淮北矿区生产经验，矿井生产期间瓦斯较勘探期间有升高趋势，因此在生产中应加强瓦斯监测和管理，防止瓦斯事故的发生。1.3.5煤尘各煤层采取煤芯煤样做了煤尘爆炸性试验，结果见表1.3.7。各煤层之煤尘燃烧时均有一定长度的火焰，最大火焰长度者为32煤可达250 mm，一般需通入2595%的岩粉方能抑制发火；且各煤层爆炸指数为21.2828.03%，均 15%，所以各煤层均存在爆炸危险性。表1.3.7煤尘爆炸性试验成果统计表煤层样点数挥发分Vdaaf%火焰长度mm岩粉量%结论32525.3530.61有火2502080有爆炸危险62323.4425.50301005580有爆炸危险8621.2824.18有火954595有爆炸危险112120.96有火25有爆炸危险1.3.6煤的自燃以还原样与氧化样着火点温度之差T1-3评价煤的自然发火倾向。共获得各煤层44个样品的自燃发火倾向测试成果，见表1.3.8。由表可知，大部分样品T1-3在20以内，32煤层属不自燃；62煤层属不易自燃不自燃；8煤层为很易自燃不自燃。 表1.3.8自燃发火倾向性试验成果统计表煤层煤类样点数原样T1-3自燃倾向等级(点)结论32FM4362380102613不自燃62JM634637482824不易自燃不自燃8JM153423914391239很易自燃不自燃112JM53493901641212易自燃不自燃1.3.7地温本矿地温梯度为最小为1.88 /hm，最大为3.33 /hm，平均为2.75 /hm；增温率为36.3 m/。属地温正常区。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1） 井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2） 保证井田有合理尺寸；3） 充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4） 合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。南起F4断层及其分支F4-1断层，北至刘楼断层；东起太原组第一层灰岩顶界面的隐伏露头线，西止于32煤层-1000 m等高线的地面投影线。勘探范围内煤层埋深-400-1000 m，-1000 m以深煤层尚未勘探。由于-1000 m以深煤层单独建井从技术经济方面考虑不成立，因此其范围和储量应划属本井田，作为本井田的接续储量。采矿许可证拐点坐标见表2.1.1。表2.1.1矿区范围拐点坐标点号X坐标Y坐标点号X坐标Y坐标13713000.0039426166.0093715340.0039423675.0023711790.0039426350.00103717196.0039423892.0033710954.0039425334.00113717440.0039426657.0043710656.0039423941.00123716895.0039426715.0053711430.0039423814.00133716525.0039426638.0063713036.0039423814.00143715461.0039426854.0073713600.0039422546.00153715106.0039426215.0083714270.0039423920.00163713750.0039426296.002.1.2开采界限本矿为石炭二叠纪含煤地层。石炭系煤层薄、不稳定、煤质差，并且顶板多为石灰岩，水文、工程地质条件复杂，暂不作勘查对象。二叠纪含煤地层，总厚约990 m，含煤2030层，煤层总厚2026 m。上石盒子组下部含1、2、3三个煤组，多为薄煤层。下石盒子组含4、5、6、8等四个煤组，为矿井主要含煤段。山西组下部含10、11两个煤组，煤层薄，煤分层少。可采的有32、62、63、8、112等五层煤层，可采煤层平均总厚10.10 m，其中8煤层为主要可采的较稳定煤层，平均厚度9.0 m。开采上限：32号煤层以上无可采煤层。开采下限：112号煤层以下无可采煤层。2.1.3井田尺寸井田近似为一矩形，南北长5.626.53 km，东西宽2.333.71 km。面积19 km2。2.2矿井工业储量2.2.1地质资源储量1） 地质资料依据（1） 安徽省煤田地质局勘查研究院于1997年6月提交的安徽省涡阳县涡北井田勘探（精查）地质报告；（2） 2002年8月安徽三队提交的涡北矿井井筒检查孔竣工报告；（3） 2003年11月煤炭科学研究总院西安分院提交的淮北矿业集团有限责任公司涡北煤矿三维地震勘探报告；（4） 2006年10月西安分院提交的涡北煤矿三维地震勘探中间成果资料；（5） 矿方提供的建井过程中揭露的地质资料。2） 储量计算基础（1）本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算，炼焦用煤最低开采厚度为0.7 m，最高灰分不得超过40%，最高硫分不得超过3%；（2）储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05 m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹矸总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；（3）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，本次储量计算只针对主采煤层，采用地质块段的算术平均法；（4）煤层容重:主采煤层8煤层平均容重为1.40 t/m3。3） 井田地质勘探本井田历经找煤、普查、详查、精查四个阶段，勘探面积约19.2 km2。本次估算资源储量钻探工程基本线距见表2.2.1。 表2.2.1资源储量钻探工程基本线距表煤层类型煤层各级储量钻探工程基本线距 /m探明的控制的推断的稳定煤层8500100020004） 储量计算本勘探区主采煤层为8煤层，采用地质块段法来划分储量块，根据等高线和钻孔的疏密程度将矿体划分为ABCDEF六个块段，井田块段划分如图2.2.1，用算术平均法求得各块段的储量，地质资源储量即为各块段储量之和。本煤层倾角一般在1525之间，平均倾角为18，采用煤层垂直厚度及煤层水平投影面积估算储量，估算公式如下：Zi = SiMiRi10-4 （式2.2.1）式中：Zi各块段地质资源储量储量，万t；Si各块段的真实面积，m2；Mi各块段煤层的厚度，取平均值为9.0 m；Ri各块段内煤的容重，取平均值为1.40 t/m3。由上式可计算出各块段的地质储量见表2.2.2。所以矿井的地质资源储量是各块段储量之和：即： 万t其中探明的60%、控制的30%、推断的10%，探明的包括111b和2M11，控制的包括122b和2M22，推断的为333，矿井各级储量分类见表2.2.3。表2.2.2各块段的地质资源储量ABCDEF面积 /m22115831 2883416 9100001170000 2250000600000平均倾角 /17.00 16.00 19.00 19.00 18.0017.00密度 /tm-31.40 1.40 1.40 1.40 1.401.408煤层厚度 /m9.12 8.85 9.20 9.10 8.909.05地质资源储量 /万t4094.20 2742.42 1705.61 1550.06 2861.667949.05表2.2.3矿井地质资源分类表矿井地质资源储量 /万t探明的控制的推断的60%30%10%80%20%80%20%100%111b2M11122b2M2233310011 2502.75 5005.5 1251.38 2085.62 2.2.2工业资源/储量矿井工业储量是指地质资源量经可行性评价后，其经济意义在边际经济及以上的基础储量的内蕴经济的资源储量乘以可信度系数之和,计算公式如下： （式2.2.2）式中：Zg 矿井工业资源/储量，万t；111b 探明的资源量中的经济的基础储量，万t；122b 控制的资源量中的经济的基础储量，万t；2M11 探明的资源量中的边际经济的基础储量，万t；2M22 控制的资源量中的边际经济的基础储量，万t；333 推断的资源量，万t；k 可信度系数，取0.70.9，本井田地质构造中等简单、煤层赋存稳定，取0.8。根据公式2.2.2及表2.2.3中的数据可以计算得19187.75 万t。此储量为8煤层的工业资源储量。由于另外四层煤厚度小且为局部可采不稳定煤层，因此本设计中没把此储量作为矿井的工业/资源储量。2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则1） 工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；2） 各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用表土层移动角和岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱；3） 落差超过100 m的断层保护煤柱宽度50 m，井田境界煤柱宽度为50 m。图2.2.1 井田储量计算块段划分2.3.2矿井永久保护煤柱损失量1） 井田边界保护煤柱井田上部边界为风氧化带，下部边界为人为边界，上下边界保护煤柱均留20 m宽。井田东西边界为落差很大的断层，东西井田边界留设50 m宽，则井田边界保护煤柱损失量为548.32万t。2） 断层保护煤柱井田范围内共有三条断层，每条断层的落差均超过10 m，根据地质报告及生产矿井实际经验，确定断层上、下盘煤柱均留设50 m宽，则断层保护煤柱损失量为1068.94万t。3） 工业广场保护煤柱本矿井设计年生产能力为1.5 Mt/a。工业广场取为300500 m2的矩形。工业广场位置处的煤层的平均倾角为15，平均厚度为9.0 m，工业广场的中心趋于井田走向中央。主井、副井、风井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按级建（构）筑物保护，留围护带宽度为15 m。本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2.3.1。表2.3.1矿井地质条件及冲积层和基岩移动角项目广场中心煤层深度 /m煤 层 倾 角煤层厚度 /m冲积层厚度 /m冲积层移动角走向移动角下山移动角上山移动角参数-650189.041355757561根据上述已知条件，应用计算机软件绘制出如图2.3.1所示的工业广场保安煤柱的尺寸以及相关数据。其中ABCD区域为工业广场煤柱范围，EBCF为工业广场保护煤柱与F1断层保护煤柱的重合部分，则工业广场保护煤柱所占净面积为AEFD。 万m2工业广场保护煤柱净损失量为 万t。4） 井筒保护煤柱 主、副、风井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，风井布置在井田东部的荒地内，无需留设保护煤柱，故井筒的保护煤柱均为零。各种保护煤柱损失量见表2.3.2。表2.3.2保护煤柱损失量煤 柱 类 型损失量 /万t井田边界保护煤柱562.38断层保护煤柱2568.94工业广场保护煤柱1263.17合 计4383.452.3.3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： （式2.3.1）式中：Zk矿井可采储量，万t；P保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，万t；C采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；地方小煤矿不小于0.7。则，矿井设计可采储量：万t。中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第18页图2.3.1 工业广场保护煤柱计算中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第36页3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范（2010年版）的相关规定，确定矿井设计年工作日为330 d，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8 h。矿井每昼夜净提升时间为16 h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范（2010年版）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（包括煤种、煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4） 投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力涡北煤矿井田储量丰富，煤层赋存较稳定，煤质为优质焦煤，交通运输便利，市场需求量大。确定涡北矿井设计生产能力为1.5 Mt/a。3.2.3服务年限 1） 矿井服务年限矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： （式3.2.1）式中: T矿井服务年限，a；Zk矿井可采储量，万t；A设计生产能力,万t；K矿井储量备用系数：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1.3。矿井服务年限为：T = 11103.23/（1501.3） = 56.9 a符合表3.2.1煤炭工业矿井设计规范（2010年版）中规定的服务年限。2） 第一水平服务年限矿井第一水平可采储量Zk1 = 5965.1 万t，第一水平服务年限T1为： a符合表3.2.2煤炭工业矿井设计规范（2010年版）中规定的服务年限。3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1） 煤层开采能力井田内8号煤层平均9.0 m，为厚煤层，赋存较稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面保产；2） 辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，主立井采用箕斗提煤，运煤能力可以达到设计井型的要求。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线电机车运输，运输能力大，调度方便灵活；3） 矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范（2010年版）的要求。表3.2.1我国各类井型的矿井设计服务年限规定矿井设计生产能力 /Mta-16.0及以上3.05.050.9矿井设计服务年限 /a70605040表3.2.2我国各类井型矿井第一水平设计服务年限规定矿井设计生产能力 /Mta-16.0及以上3.05.050.9煤层倾角 4515154 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。1） 井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；（2）合理确定开采水平的数目和位置；（3）布置大巷及井底车场；（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；（5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。2） 确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：（1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设；（2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产；（3）合理开发国家资源，减少煤炭损失；（4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态；（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1） 井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。本矿井煤层倾角为1525，平均为18，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小；地势平坦，表土层厚，因此平硐和斜井在技术上不具有可行性，只能采用立井的井筒形式。各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4.1.1。表4.1.1各井筒形式优缺点比较及适用条件井筒形式优点缺点适用条件平硐环节和设备少、系统简单、费用低工业设施简单井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用施工条件好，掘进速度快，加快建井工期煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：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，初期投资少地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便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斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限通风线路长、阻力大、管线长度大斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求，风阻小，对深井开拓极为有利。井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。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的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少。（1）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；（2）井田两翼储量基本平衡；（3）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；（4）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。工业广场宜少占耕地，少压煤；（5）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井主副井筒坐标如下：主井井筒中心位置：X：3914100.00m，Y：39425008.60m。副井井筒中心位置：X：39425031.9 m，Y：3714043.0 m。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：本矿井煤质为优质炼焦配煤，井田内留有较多的断层煤柱，为了尽量减少煤柱损失，在符合相关规定的情况下，尽量使工业场地面积小。根据工业场地占地面积规定，确定地面工业场地的占地面积为15公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为500 m，宽为300 m。4.1.3阶段划分及开采水平的确定井田主采煤层为8号煤层，煤层倾角1525，平均为18，为缓倾斜煤层；煤层基岩露头线-380 m，埋藏最深处-1000 m，垂直高度达630 m。根据煤炭工业矿井设计规范（2010年版）规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350 m，划分为两个阶段。南北走向断层F1贯穿整个井田，并且落差较大，因此宜将F1断层之上沿-650 m划分为一个阶段，且布置第一水平。标高在-650 m以下的部分划分为二阶段，布置一个或两个水平。4.1.4主要开拓巷道本矿8号煤层顶底板均为泥岩，煤的硬度小，裂隙非常发育，而大巷的服务年限较长，因此不适宜将大巷布置在煤层中，应该选用岩石大巷。根据采矿工程设计手册（2010年版）岩石大巷以布置在距煤层底板1030 m的岩性好的岩层中。距8煤层底板30 m处为细砂岩，围岩岩性好，适合将大巷布置在这一层位。岩石大巷优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓；可不留（或少留）护巷煤柱，煤的损失少；安全条件好。在煤层底板中布置两条大巷，分别为轨道大巷和运输大巷。4.1.5矿井开拓延深本矿井开拓延深可考虑以下二种方案：立井直接延深；暗斜井延深。立井直接延深：采用双立井延深时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延深时，原有井筒同时担任生产和延深任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延深两个井筒施工组织复杂，为延深井筒需要掘进一些临时工程，延深后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延深：采用两个暗斜井延深时，暗斜井主井内铺设胶带输送机，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延深相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.6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：（1） 方案一：立井两水平开拓上下山开采，暗斜井延深。主、副井均为立井，第一水平设在-650 m，上山开采；第二水平采用暗斜井延深至-800 m，上下山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。如图4.1.1。（2） 方案二：立井两水平开拓上下山开采，立井直接延深。主、副井均为立井，第一水平设在-650 m，上山开采；第二水平用立井直接延深至-800 m，上下山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。如图4.1.2。（3） 方案三：立井两水平开拓上山开采，暗斜井延深。主、副井均为立井，第一水平设在-650 m，上下山开采；第二水平设在-1000 m，采用上山开采。第二水平采用暗斜井延深。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。如图4.1.3。（4） 方案四：立井两水平开拓上山开采，新混合井延深。主、副井均为立井，第一水平设在-650 m，上下山开采；第二水平设在-1000 m，采用上山开采。第二水平采用新混合井延深。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。如图4.1.4。图4.1.1 立井两水平开拓上下山开采，暗斜井延深图4.1.2 立井两水平开拓上下山开采，立井直接延深 图4.1.3 立井两水平开拓上山开采，暗斜井延深图4.1.4 立井两水平开拓上山开采，新混合立井井延深2） 开拓方案粗略比较费用估算基价在开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准（2010年版）中查得。方案一与方案二粗略估算的费用分别见表4.1.1、表4.1.2。表4.1.1方案一粗略估算费用表数量 /10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段41.3219722 907.45 1506.32 基岩段28.8102187 289.19 斜井段64.742656 309.68 副井开凿表土段41.3240792 994.47 1618.82 基岩段28.3109258 314.66 斜井段64.742656 309.68 井底车场岩巷10041874 418.74 418.74 一水平石门岩巷30.631851 97.46 97.46 小计/万元3641.33 生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元立井提升1.29940.730.6821.613018.10 暗斜井提升1.24638.430.6470.421512.54 石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.29940.730.3060.41460.09 小计/万元15990.63 合计/万元19631.96 表4.1.2方案二粗略估算费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段41.3219722 907.45 1107.94 基岩段4742656 200.48 副井开凿表土段41.3240792 994.47 1502.52 基岩段46.5109258 508.05 井底车场岩巷10041874 418.74 418.74 一水平石门岩巷30.631851 97.46 97.46 二水平石门岩巷97.231851 309.59 309.59 小计/万元3436.25 生产费用立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.25302.30.6821.66943.04 第二水平1.24638.430.8821.67854.90 石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.25302.30.3060.4778.80 二水平石门1.24638.430.9720.42164.11 小计/万元17740.85 合计/万元21177.10 方案三与方案四粗略估算的费用分别见表4.1.3、4.1.4。表4.1.3方案三粗略估算费用表数量 /10 m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段41.3219722 907.45 1679.43 基岩段28.8102187 289.19 斜井段113.242656 482.79 副井开凿表土段41.3240792 994.47 1791.92 基岩段28.3109258 314.66 斜井段113.242656 482.79 井底车场岩巷10041874 418.74 418.74 一水平石门岩巷30.631851 97.46 97.46 小计/万元3987.55 生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元立井提升1.29940.730.6821.613018.10 暗斜井提升1.24638.431.1320.422646.35 石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.29940.730.3060.41460.09 小计/万元17124.54 合计/万元21112.09 表4.1.4方案四粗略估算费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段41.3219722 907.45 1107.94 基岩段28.842656 289.19 副井开凿表土段41.3240792 994.47 1502.52 基岩段29.3109258 314.66 新混合井开凿表土段41.3240792 994.471682.79基岩段63.0109258 688.32井底车场岩巷10041874 418.74 418.74 一水平石门岩巷30.631851 97.46 97.46 二水平石门岩巷031851 0 0 小计/万元4809.47 生产费用立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.25302.3 0.682 1.6 6943.04 第二水平1.24638.43 1.032 1.6 9190.77 石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.25302.3 0.3060.4 778.80 二水平石门1.24638.43 0 0.4 0 小计/万元16912.61 合计/万元21722.08 四种方案的粗略经济比较汇总见表4.1.5。表4.1.5开拓方案粗略比较费用汇总方案方案一方案二方案三方案四名称两水平开拓上下山暗斜井延深两水平开拓上下山直接延深两水平开拓上山开采暗斜井延深两水平上山开采新混合井延深基建费用/万元3641.333436.253987.554809.47生产费用/万元15990.6317740.8517124.5416912.61合计/万元19631.9621177.1021112.0921722.08百分比 %100.00 109.4 100 102.9 方案一与方案二的区别在于第二水平采用立井延深还是暗斜井延深，两方案比较：采用立井提升优点是提升能力达，矿井延深在条件允许时，增加的设备较少，但施工条件差，施工速度慢，开拓维护费用高；采用斜井提升时，施工速度快，费用低，但需要与暗斜井配套的设备、人员，考虑到方案一减少了运煤环节，减少了运输距离，胶带运输适用倾角不大的暗斜井。方案一优于方案二，同理方案三优于方案四。3） 详细比较方案三比方案一费用高出7.5%。有必要进行详细经济比较，以选择最佳方案。方案一与方案三详细经济比较分别见表4.1.6、表4.1.7，两种开拓方案的费用汇总见表4.1.8。表4.1.6方案一详细费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井开凿表土段41.3219722 907.45 1196.4 基岩段28.8102187 289.19 副井开凿表土段41.3240792 994.47 1309.13 基岩段28.3109258 314.66 井底车场岩巷10041874 418.74 418.74 一水平石门岩巷30.631851 97.46 97.46 小计/万元3021.73 后期基建费用主井开凿斜井段64.742656 309.68 309.68 副井开凿斜井段64.742656 309.68 309.68 下山开凿岩巷48.542656 206.88206.88小计/万元826.24 生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元立井提升1.29940.730.6821.613018.10 暗斜井提升1.24638.430.6470.421512.54 下山运输1.22153.000.4850.52651.58石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.29940.730.3060.41460.09 大巷维护大巷数量大巷长度服务年限/年基价/元231.44 2340012.726.8小计/万元16873.75 合计20721.72 表4.1.7方案三详细费用表数量(10m)基价（元）费用（万元)费用（万元)初期基建费用主井开凿表土段41.3219722 907.45 1196.4 基岩段28.8102187 289.19 副井开凿表土段41.3240792 994.47 1309.13 基岩段28.3109258 314.66 井底车场岩巷10041874 418.74 418.74 一水平石门岩巷30.631851 97.46 97.46 小计3021.73后期费用主井开凿斜井段113.242656 482.79 482.79副井开凿斜井段113.242656 482.79 482.79上山开凿岩巷48.541556 201.54201.54小计1167.12 生产费用系数煤量（万t）提升高度（Km）基价（元）费用（万元)立井提升1.29940.730.6821.613018.10 暗斜井提升1.24638.431.1320.422646.35 山上运输1.22153.000.4850.42526.27石门运输系数煤量（万t）平均运距（Km）基价（元）费用（万元)一水平石门1.29940.730.3060.41460.09 大巷维护服务年限大巷长度大巷数量单价（元）231.44 12.73400226.8小计17882.16 合计22071.01 表4.1.8开拓方案费用汇总表方案方案一方案三名称两水平开拓上下山开采拓暗斜井延伸两水平开拓上山开采暗斜井延伸项目 费用（万元） 百分比（%）费用（万元）百分比（%）初期基建费用3021.73100.0 3021.73100.0 后期基建费用826.24100.0 1167.12 141.2 生产费用16873.75100.0 17882.16 106.2 总费用20721.72100.0 22071.01 105.0 由对比结果可知方案一比方案三相比总费用少5.0%。但从技术方面考虑：排水：上山开采时，采区内的涌水可直接流入井底水仓，一次排至地面，排水系统简单，下山开采却要多掘排水硐室和排水设备，费用较高，如果排水系统发生故障，将影响下山采区的生产；掘进：下山掘井期间的装载、运输等工序比上山掘进复杂，掘进数度慢、效率低、成本高，而且要比上山采取更多的安全措施，特别是防止跑车事故的发生；通风：考虑到本矿井进入深部开采时，瓦斯涌出量会增大的现象，采用上山开采新鲜风流向上流动，阻力小，且可采用两进一回的通风方式。下山开采在不增加新的回风下山的情况下只能是一进一回，通风能力小，且新鲜风流向下流动，阻力大，两下山间风压差大，容易漏发，不利于矿井瓦斯的排放。总体来看，上山开采在生产技术方面较下山开采优越的多，采用方案三更安全可靠，教会地解决深部瓦斯增大的问题，保证本矿井的安全高效生产。而且有利于矿井将来发展。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由上一节确定的开拓方案可知第一水平主、副井均为立井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井具有服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此主井、副井及风井均采用圆形断面。1） 主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5 m，净断面积33.18 m，井筒内装备一对16 t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4.2.1，主要参数见表4.2.1。2） 副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.2 m，净断面积40.71 m，井筒内装备一对1 t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1 t矿车双层四车宽罐笼，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面如图4.2.2主要参数见表4.2.2。3） 风井风井采用圆形断面，井筒净直径6 m，净断面28.27 m，表土段采用冻结法施工，井壁厚度400 mm，风井断面如图4.2.3，主要参数见表4.2.3。4） 暗斜井主副暗斜井均采用直墙半圆拱断面，锚喷支护，巷道断面形状分别如图4.2.4、图4.2.5。4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区。1） 井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业矿井设计规范（2010年版）4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：（1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场；（2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调；（3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场；（4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据上述矿井开拓方式及煤炭工业矿井设计规范（2010年版）4.2.1之规定，确定本矿井底车场采用卧式环形井底车场，大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用电机车牵引矿车，井底车场布如图4.2.6。2） 硐室（1）主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为4798.08 t，所以需要煤仓容量为959.6 t，设置一个直径为5 m，有效装煤高度18 m的倾斜煤仓，总容量约712 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。（2）副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。煤矿安全规程（2010年版）第二百八十条规定：正常涌水量在1000 m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常用水量。矿井正常涌水量为250 m3/h，最大涌水量为280 m3/h，所需水仓的容量为：Q0 = 2808 = 2240 m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=SL （式4.2.1）式中：Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.15 m2；L水仓长度，279.76 m。则有：Q = 8.15279.76 = 2280 m3由上式计算得知：Q Q0，故设计的水仓容量满足要求。（3）其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。图4.2.1 主井井筒断面表4.2.1主井井筒主要参数特征表井型1.5 Mt/a提升容器两套16 t箕斗带平衡锤井筒直径6.5 m井深700 m净断面积33.18 m2井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土厚50 mm基岩段毛断面积44.18 m2表土段毛断面积44.18 m2图4.2.2 副井井筒断面表4.2.2副井井筒主要参数特征表井型1.5 Mt/a提升容器一对1 t矿车双层四车窄罐笼一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井筒直径7.2 m井深691 m净断面积40.71 m2井筒支护混凝土井壁厚500 mm表土段井壁厚50 mm基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积78.54 m2图4.2.3 风井井筒断面表4.2.3风井井筒主要参数特征表1井型1.5 Mt/a2井筒直径6.0 m3井深428 m4净断面积28.27 m25基岩段毛断面积36.32 m26表土段毛断面积50.26 m2图4.2.4 主暗斜井井筒断面图4.2.5 副暗斜井井筒断面中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第37页1- 主井 2-副井 3-中央风井 4-中央变电所 5-中央水泵房 6-水仓 7-运输大巷 8-轨道大巷 9-等候室10-主、副井联络巷 11-卸载站 12-煤仓图4.2.6 卧式环形井底车场中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第64页4.2.3主要开拓巷道1） 运输大巷此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，采用蓄电池式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修。断面需要满足一定的要求，不设专用人行道。运输大巷宽度可由下式计算：B1=B+d1+d2+d3+c （式4.2.2）式中：B1运输大巷宽度，mm；B输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道取800 mm，采区巷道一般取300500 mm；d1胶带输送机宽度，d11400+120=1520 mm；d2蓄电池式电机车的宽度，d21060 mm；d3蓄电池式电机车与皮带机间距，d3310 mm；c矿车与巷壁距离，取910 mm。B1=800+1520+1060+310+910 = 4600 mm运输大巷的断面和特征表如图4.2.7，运输石门选用的断面与运输大巷相同。2） 辅助运输大巷辅助运输大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道。B2=a+b+d1+d2+c （式4.2.3）式中：B2轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1300 mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580 mm，采区巷道一般取300500mm，本断面取610 mm；d1、d2蓄电池式电机车的宽度，d1d21060 mm；c蓄电池式电机车的间距，630 mm。B2 = 1300+610+1060+1060+630 = 4660 mm轨道大巷的断面和特征表如图4.2.8，回风石门选用的断面与运输大巷相同。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程（2010年版）第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。图4.2.7 运输大巷断面图4.2.8 轨道大巷断面5 准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采区东一采区位于井田东翼，F1断层东部，F2断层北部。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为8号煤层，煤层结构简单，赋存稳定，黑色，粉末状碎块状，黑色条痕，玻璃油质光泽，半亮光亮型，局部含少量黄铁矿颗粒。硬度f = 2.3，不规则断口，内生裂隙发育，性脆易碎。煤的工业牌号为31，煤层平均厚度9.0 m，煤层平均倾角18。煤的容重1.40 t/m3。采区的相对瓦斯涌出量6.77 m3/t，绝对瓦斯涌出量21.3 m3/min，该采区属于低瓦斯采区。本采区煤尘具爆炸危险性，煤尘爆炸性指数在25%左右；煤层无自燃发火倾向；地压显现不明显。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况基本顶为细中砂岩，最小厚度18.04 m，最大厚度23.05 m，平均厚度21.17 m，浅灰灰白色，中厚层状。以石英、长石为主，硅、铁胶结，裂隙发育。直接顶为粉砂质泥岩，厚度0.922.61 m，平均1.86 m，浅灰灰白色，层状，垂直裂隙发育。直接底为泥岩，1.695.28 m，平均3.5 m，灰深灰色中厚层状，泥质结构、断口较平坦，含植物根茎化石。基本底为砂岩，57.75 m，平均6.60 m，浅灰灰白色，中厚层状细 中粒砂岩。以石英、长石为主，硅、铁胶结，垂直裂隙发育。5.1.4水文地质采区内水文地质情况简单。回采上限距三隔泥灰岩底界72.0 m，主要水源为8煤组顶、底板砂岩裂隙水。施工过程中可能出现顶板淋水及短时间的出水现象。掘进正常涌水量为40 m3/h，最大涌水量50 m3/h。工作面正常涌水量100 m3/h，最大涌水量120 m3/h。5.1.5主要地质构造采区内地质构造简单，煤层平均倾角18。采区西部边界为F1断层，该断层为贯穿整个井田走向的正断层。落差在180250 m，倾角为3075，采区南部边界为F2断层，该断层为贯穿整个井田倾向的正断层。落差在40310 m，倾角为4070。5.1.6地表情况采区内对应地面零星分布几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施，地面无河流。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区范围及区段划分首采区北部、西部和南部均以断层保护煤柱为界，东部以井田边界保护煤柱为界。南邻东五采区，西临东三采区。该采区南北走向平均长约1917 m，东西倾向平均长约900 m。采区内沿倾向划分为四个区段，区段平均斜长215 m左右。5.2.2煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱以及一水平大巷位于东一采区内的大巷保护煤柱。采区边界煤柱南、北、西各留设50 m保护煤柱，东部边界留设20 m保护煤柱。运输大巷和轨道大巷布置在煤层底板岩层中，水平间距30 m，大巷左右各留20 m的保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中，水平间距25 m，外侧各留设20 m保护煤柱。各区段巷道采用沿空掘巷小煤柱护巷的方法，留5 m宽的小煤柱，作为挡矸、阻水或阻隔采空区有害气体的隔离煤柱。5.2.3采煤方法及首采工作面工作面长度的确定首采区煤层平均厚度为9.0 m，倾角18，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤走向长壁采煤法，确定工作面割煤高度为3.0 m，放煤高度6.0 m，工作面采放比为1:2，放煤步距1.2 m。首采工作面宽200 m，长875 m。5.2.4确定采区各种巷道的尺寸、支护方式1) 准备巷道（1）尺寸采区准备巷道均采用直墙半圆拱断面，巷道净宽4040 mm，直墙高均为1600 mm。 （2）支护方式采用锚喷支护，喷射厚度100 mm，锚杆间排距800800 mm。采区运输上山及轨道上山断面分别如图5.2.1、图5.2.22) 回采巷道（1）尺寸区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风需要，确定区段运输平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm。（2）支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。区段巷道的断面参数见第六章第二节。5.2.5采区巷道的联络方式由于矿井采用中央并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输任务，运输大巷承担着煤炭运输和回风任务。通过采区下部车场与轨道上山和运输上山相连接。在采区内部，同一区段的两个工作面各设溜煤眼。5.2.6采区接替顺序采区采用两翼开采，在开采区段一翼的同时准备另一翼。采区内工作面的布置如图5.2.3，接替顺序见表5.2.1。5.2.7采区生产系统采用后退式开采，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式具有风流系统简单，漏风小的优点。1） 运煤系统29工作面27区段运输平巷22溜煤眼32采区运输上山19采区煤仓17运输大巷8采区运输石门17运输大巷7井底煤仓1主井地面。2） 运料系统地面2副井14轨道石门16轨道大巷12采区轨道石门18采区下部车场31采区轨道上山23采区上部车场28区段轨道平巷29工作面。3） 通风系统地面2副井14轨道石门16轨道大巷12采区轨道石门18采区下部车场31采区轨道上山21采区中部车场27区段运输平巷29工作面。29工作面28区段回风平巷23采区上部车场32采区运输上山8采区运输石门17运输大巷15运输石门3中央风井。4） 排矸系统29工作面28区段轨道平巷23采区上部车场31采区轨道上山18采区下部车场16轨道大巷14轨道石门2副井地面。5） 供电系统地面变电站2副井10中央变电所15运输石门17运输大巷32采区运输上山27区段运输平巷29工作面。6） 排水系统29工作面27区段运输平巷31采区轨道上山16轨道大巷14轨道石门9水仓2副井地面。5.2.8采区内巷道掘进方法采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，选用EL-90型掘进机、ES-650型转载机、SSJ650/222（SJ-44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD40P型）带式输送机、JD11-4调度绞车、JBT-52-2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。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。图5.2.1 胶带上山巷道断面图5.2.2 轨道上山巷道断面810181028103810481068105图5.2.3 工作面接替顺序表5.2.1工作面接替顺序工作面81018102810381048105810681078108接替顺序123456785.2.9采区生产能力及采出率1） 采区生产能力由于综放工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。工作制度采用“三八”制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.6 m，往返一次割两刀，两刀一放，即一个循环，每天两个循环。2） 综放工作面的生产能力，按下式计算：A=LBMC4330 （式5.2.1）式中：A工作面生产能力，Mt/a；L工作面长度，m；M煤层厚度，m；B采煤机截深，m； 煤层容重，t/m3；C综采工作面回采率，取C0.85。A = 2000.691.40.854330= 1.69 Mt/a3） 采区生产能力AB=k1k2A （式5.2.2）式中：AB采区生产能力；k1 采区掘进出煤系数，取k1=1.1；k2 工作面间产量不均衡系数，同采的工作面个数为1，故k2=1；A 工作面生产能力，1.58 Mt/a。AB =1.111.69=1.859 Mt/a矿井设计井型1.50 Mt/a，采区生产能力1.859 Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。4） 采区采出率采区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，其中包括工作面回采落煤损失、区段隔离煤柱损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此采区实际采出煤量低于采区工业储量。采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：采区采出率=（采区工业储量-开采损失）/采区工业储量100% （式5.2.1）东一采区工业储量为：40.9 Mt。开采损失包括以下损失：（1） 边界煤柱 Mt（2） 上山煤柱损失由前面章节可知上山间距为25 m，上山两侧煤柱各宽20 m，即上山保护煤柱的总宽度为65 m。 Mt（3） 区段煤柱损失 Mt采区煤炭总损失为： （式5.2.3）式中：工作面落煤损失P=5.44+2.89+1.39+0.31=10.03 Mt则采区采出率 =（40.910.03）/40.9100%= 75.5%根据煤炭工业设计规范（2010年版）规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为0.755，符合规定。5.3采区车场选型设计1） 上部车场：按轨道上山与区段回风平巷或回风石门的连接方式不同，上部车场包括平车场、甩车场和转盘车场三类。甩车场的绞车房布置在回风平巷标高以上，上部多为松软风化带，绞车房维护困难，绞车房有一段下行风，通风条件差。转盘车场通过能力小，工人劳动量大，是应用最少的上部车场形式。平车场通过能力大，调车方便，绞车房维护容易，应用较多。本设计选用逆向平车场。2） 中部车场：中部车场一般为甩车场，包括甩入石门式、甩入绕道式、甩入平巷式三种形式。本设计选用甩入平巷式。3） 下部车场：下部车场包括大巷装车式、绕道装车式、石门装车式三种形式。本设计中设计了运输大巷，运输大巷选用皮带运输，为了减少运输环节，增加可靠性，采区设置了采区煤仓。采取下部车场选用大巷装车式。煤通过采区煤仓进入运输大巷。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为8号煤层，平均厚度9.0 m，煤层倾角1525，平均18，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为f = 2.3，煤的容重为1.40 t/m3。煤层直接顶为粉砂质泥岩，平均厚1.86 m，浅灰灰白色，层状，局部为粗砂岩，垂直裂隙发育。基本顶为细中砂岩，平均厚21.17 m，浅灰灰白色，中厚层状，细中粒砂岩。直接底为泥岩，平均厚3.5 m，灰深灰色中厚层状。基本底为砂岩，平均厚度6.60 m ，浅灰灰白色，中厚层状细中粒砂岩。采区绝对瓦斯涌出量为21.3 m3/min，煤层无自燃发火倾向性，煤尘有爆炸危险性。采区正常涌水量为190 m3/h，最大涌水量为210 m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺和放顶煤回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1） 分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93%97%以上；缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2） 放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸石界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。比较上述两种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤回采工艺较合理。结合矿井实际条件，厚度比较大，故确定工作面采用放顶煤回采工艺。6.1.3回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；首采工作面宽200 m，长875 m；煤厚9.0 m，工作面割煤高度为3.0 m，放煤高度6.0 m，工作面采放比为1:2。工作面布置两条平巷断面均为5.0 m宽，3.5 m高。采用沿空掘巷小煤柱护巷，留设5.0 m宽小煤柱。6.1.4回采工艺及设备1） 落煤方式（1）割煤方式：双向往返割煤（2）进刀方式：端部斜切进刀割三角煤（3）进刀过程：a.斜切进刀：采煤机割煤至机头（机尾）后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上（下）关系后反向运行，利用输送机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。b.推移输送机机头（机尾）：将输送机机头（机尾）推近煤壁。c.回刀：再次调换两个滚筒的上下位置，向机头（机尾）方向割三角煤直至输送机机头（机尾）。d.下行（上行）割煤：完成进刀、割完三角煤后，再一次调整煤机滚筒的上下位置关系，从工作面一端向另一端割煤，直至另一端头。以机头处进刀为例，其进刀过程如图6.1.1。（4）放煤放煤顺序自下而上，低位双轮顺序放煤法，根据煤的粒度和流量大小，用插板调节放煤口大小，见矸封口及时关闭插板。根据经验公式确定放煤步距d=(0.150.21)h （式6.1.1）式中：d估算放煤步距，m；h放煤口以上的煤层厚度，m。则h = d/(0.150.21)，分别取d1 = 0.6m，d2 = 1.2m；h1 = d1/(0.150.21) = 0.6/(0.150.21) = 42.4 mh2 = d2/(0.150.21) = 1.2/(0.150.21) = 10.677.62 m由上式可得，最适宜煤层厚度为：H1=h1+a+b （式6.1.2）式中：H1最适宜煤层厚度，m；a放煤口高度，取0.3 m；b刮板输送机高度，取0.15 m。则一刀一放最适宜煤层厚度为：H1 = (2.44)+0.3+0.15=(2.854.45) m两刀一放最适宜放煤步距为：H2 = (7.6210.67) +0.3+0.15=(8.0711.12) m由于煤层平均厚度为9.0m，故选用两刀一放的放煤方式。采用两刀一放，低位双轮顺序放煤法，利用采场压力，反复支撑、摆动尾梁松动顶煤。每个放煤口打开两次将煤放完，每次均匀放出顶煤的1/2。第二次打开放煤口放煤见到顶板矸石时，要立即关闭插板停止放煤。2） 装运煤机组滚筒旋转割煤的同时，利用螺旋叶片自动把煤装入刮板输送机，余煤由铲煤板随推移前输送机铲入输送机；放顶煤时落煤自装，余煤由铲煤板随推移后输送机铲入输送机。区段运输平巷后段铺设一部转载机和一部破碎机，前段铺设一部可伸缩胶带输送机运煤。图6.1.1 端部斜切进刀割三角煤进刀3） 设备选型工作面选用MXA-300/3.2型采煤机，前后刮板输送机均选用SGZ764/500型刮板输送机，平巷内选用SZZ830/200型转载机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5200型胶带输送机。采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机特征见表6.1.1、表6.1.2、表6.1.3、表6.1.4，胶带输送机技术特征见第七章表7.2.1。表6.1.1 MXA-300/3.2型采煤机技术特征项目名称单 位参 数采高范围m1.73.2适应工作面倾角 40适应煤质硬度f 4机面高度mm1400牵引速度m/min08.35牵引方式销轮齿轨无链卧底量mm250滚筒直径m1.6截深mm656降尘方式内、外喷雾 装机功率kW300最大不可拆卸件尺寸mm36051182211/2.07机器重量t39.2表6.1.2 SGZ764/500型刮板输送机技术特征项 目单 位参 数生产能力t/h900设计长度m250电机功率kW2250链 速m/s0.93表6.1.3 SZZ830/200型转载机技术特征项 目单 位参 数输送能力t/h1500出厂长度m50.4电机功率kW200链 速m/s1.44中部槽尺寸mm1500830260表6.1.4 LPS-1500型破碎机技术特征项 目单 位参 数通过能力t/h1500最大输入块度mm1000500电机功率kW160最大输出块度mm 300整机总重t216.1.5回采工作面支护方式1） 支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照实际使用情况，工作面中部支架选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤液压支架，工作面端头支架选用ZT7500/18/36型液压支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架134架，端头架3架，共计140架，支架技术特征见表6.1.5、表6.1.6。表6.1.5基本液压支架技术特征项 目单 位参 数型 号ZFS6200/18/35支撑高度m1.83.5支架宽度m1.411.58中心距m1.50初撑力kN5232工作阻力kN6200支护强度MPa0.80.86支架重量t21.695底板比压MPa1.9操作方式本邻架控制型式支撑掩护式表6.1.6端头液压支架技术特征项 目单 位参 数型 号ZT7500/18/36支撑高度m1.843.59支架宽度m1.491.66中心距m1.5初撑力kN53806030工作阻力kN7500支护强度MPa0.55底板比压MPa0.720.8组合形式偏置型式支撑掩护式2） 支架高度的确定（1）最大高度：Hmax=Mmax+S1 （式6.1.3）式中：Hmax支架最大支护高度，m；Mmax煤层最大采高，m；S1伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2m。Hmax= 3.2 + 0.2= 3.4 m（2）最小高度Hmin=Mmin- S2-a-b （式6.1.4）式中：Hmin支架最小支护高度，m；hmin煤层最小采高，m；S2顶板最大下沉量，取200 mm；a支架移架所需最小下降量，取50 mm;b浮煤厚度，取50 mm。Hmin = 50.05 =2.2 m3） 支架支护强度的验算支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度p按工作面最大采高的48倍进行计算。为了保证安全计算中采用较大倍数8，则上覆岩层所需的支护强度按下式计算。p=8gMcos10-3 （式6.1.5）式中：M工作面最大采高，3.0 m；顶板岩石体积质量，2.7 t/m3；煤层倾角，min=15。p= 832.710-39.8cos15=0.635 MPa经计算，p不大于支架支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。4） 支架初撑力的验算根据综采生产管理手册（1994年版）规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的70%80%，取70%，初撑力P0：P0 = 620070% = 4340 kN由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为5232 kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。5） 移架方式追机顺序移架，移架步距0.6 m。煤机上滚筒割煤后必须及时伸出支架的伸缩前梁支护顶板，确保端面距不大于340 mm；移架滞后煤机滚筒35 m。6） 推移刮板输送机滞后采煤机1015 m推移刮板输送机，工作面顺序逐架推移刮板输送机，推移步距为60050 mm，确保工作面运输机成一直线；当采煤机到工作面运输机头后，先向上返刀直至煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处运输机移至煤壁。机尾输送机推移方式与机头处相同。6.1.6端头支护及超前支护方式1） 端头支护 工作面上、下端头各使用三架端头支架：型号ZT7500/18/36，支架初撑力53806030 kN，工作阻力72307500 kN。2） 超前支护（1）超前支护的范围及方法两巷自工作面煤壁向外030 m范围内必须超前支护，采用DZ35-20/110Q型单体液压支柱配合HDJA-1200型金属铰接顶梁架设。棚间距1200 mm。每棚三根单体支柱。平巷两帮单体支柱距煤壁均为400 mm，区段运输平巷内中部单体支柱距实体煤侧2250 mm，区段回风平巷中部支柱距实体煤侧3000 mm。另外要根据两巷压力及巷道支护情况，可扩大超前管理范围，如巷道断面或腰帮过顶质量不符合安全生产要求时可以采取套棚、撕帮的形式超前支护。（2）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。要上好保险绳并将单体支柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人；超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道；当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人；当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业；在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长、安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件必须码放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项1） 割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm）。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50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2） 移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角 7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的1/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架、咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。3） 推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜、凹溜和局部起伏过大等现象。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移刮板输送机。4） 清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后推移刮板输送机10个架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5） 对工作面端头支架支护的管理工作面两端头各布置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20 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。（1）端头支架必须达到初撑力；（2）端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起；（3）当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机。6） 采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7） 提高块率、保证煤质的措施（1）在各转载点落煤处加设缓冲装置；（2）在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在5 m/min左右；（3）破碎机锤头高度保持在150200 mm之间；（4）机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶；（5）停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施；（6）在顺槽皮带机头处加设除铁器；（7）各级运输机司机严格把关,禁止杂物（板皮 、木料）进入运煤系统。8） 顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，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50 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8回采工作面正规循环作业1） 综采工作面生产组织劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织移架、推移输送机、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。工作面采用综采放顶煤，割煤高度3.0 m放煤高度6.0 m，循环进度为0.6 m，两刀一放两轮间隔放顶煤，循环进度1.2 m，每日二循环。采用“三八”制作业，两采一准，两班割煤、放煤、一班检修，均执行现场交接班制，每班有效工时为6 h。组织方式为分段追机作业。正规循环作业图表，见工作面层面图，劳动组织配备表见表6.1.7。2） 技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q LSMPC （式6.1.6）式中：Q循环产量，t； L工作面倾斜长度，m；S循环进尺，1.2 m；M采高，9.0 m；P煤的容重，1.40 t/m3 ；C工作面可采范围内回采率，85%。则循环产量：Q=2001.29.01.400.85 =2570.4 t日产量 ：Q日循环数=257042 = 5140.8 t3） 工作面成本（1）工作面工人效率=工作面日产量/在册人数=5140.8 /83=61.9 t/工（2）工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。设备折旧费C1设备折旧费C1=（固定资产原值总和-设备残值）/（使用年限）各种设备的年折旧费见表6.1.8工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。人均工资每工200元，工效为61.9 t/工，工资费C2为：C2=200/61.9=3.23 元/t材料费C3材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其它材料费用，综采面材料费C3一般为8.0元/t。表6.1.7劳动组织配备表工种班次定员生产一班生产二班检修班班长3339采煤机司机2226刮板输送机司机2226转载机司机1113泵站司机1113胶带输送机司机3328端头维护工3328清煤工2224支架工44411放煤工2204电工1157运料工2246验收员1113合计27272983表6.1.8设备年折旧费用表设备名称型 号数目折旧费（元/t）基本支架ZFS6200/18/351340.536端头支架ZT7500/18/3660.450采煤机MXA-300/3.210.236刮板输送机SGZ764/50020.578转载机SZZ830/20010.546破碎机LPS-150010.614可伸缩带式输送机SSJ-1200/520020.161乳化液泵EHP-3K20040.134采煤机喷雾泵EHP-3K30020.132隔爆移动变电站KSGBY-1250/6/11410.163单体液压支柱DZ-28/DZ-351400.104合计-91.98电费C4a、动力用电消耗动力电耗电机容量总和循环开动小时数负荷系数/循环产量循环开动小时数取1.7 h。电机总容量6500 kW。吨煤动力用电消耗650011.70.9/2399.044.14 kWh/t。b、照明用电消耗照明用电消耗照明用电总功率循环照明小时数/循环产量照明用电消耗总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取200 kW。吨煤照明用电消耗20012/2399.041.0 kWh/t。表6.1.9工作面主要技术经济指标序号项 目单位数量1工作面长度m2002采煤厚度m9.03煤层倾角（）184割煤高度m3.05放煤高度m6.06煤层容重t/m31.407采放比1.28循环进度m1.29日循环个数个210吨煤成本元10511月产量t15422412日产量t5140.813月推进度m7214可采期a1.115日出勤人数个8316直接工效t/工57.817回采率%8518工作制度三 八 制c、电费总消耗吨煤电费单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗）单价取0.45元/kWh。吨煤电费0.45（4.17+1.0）=2.33 元/t工作面吨煤成本C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费C4=91.98+3.23+8.00+2.33=105 元/t工作面主要技术经济指标见表6.1.9。6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面生产能力为1.5 Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段运输平巷布置胶带输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助运输兼回风。采用滚筒采煤机割煤，综掘机掘进区段平巷的机械化掘进方式。6.2.2回采巷道参数1）巷道参数区段巷道断面均为5.0 m宽，3.5 m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，皮带平巷布置1200 mm宽的皮带运煤，运输平巷布置排水管路和动力电缆。2）支护各平巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3 m，高为3.65 m，设计掘进断面为和18.55 m2，净断面为17.5 m2。区段运输平巷和区段回风平巷支护断面图如图6.2.1和6.2.2。（1）顶板支护锚杆形式和规格：杆体为左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4米，杆尾螺纹为M22，规格型号20-M22-2400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，钻孔直径为28 mm，锚固长度为1300 mm。钢筋托梁规格：采用16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.8 m，规格型号为16-4800-100-6。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1 m。锚杆布置：锚杆排距1.0 m，每排7根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250 mm。图6.2.1 区段运输平巷断面图锚索：单根钢绞线，15.24 mm，长度6.8.m，加长锚固。锚索矩形布置，每排2根，排距3 m，间距2.0 m，距帮1.65 m。（2）巷帮支护锚杆形式和规格：平巷两侧均采用20 mm圆钢锚杆，长度2.4 m，杆尾螺纹为M22，规格型号为20-M22-2400。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690 mm。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1201206 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10。网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050 mm、3.01.1 m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂塑料编织网护帮，不采用金属网。图6.2.2 区段轨道平巷断面图锚杆布置：锚杆排距1.0 m，每帮每排4根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板100 mm。起锚高度200 mm，起锚锚杆与水平线成10。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。7 井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7.1.1。表7.1.1井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位参 数1设计生产能力Mta-11.502工 作 制 度三八制3日净提升时间h164年 工 作 日d3305煤层平均厚度m9.06煤层平均倾角187煤 的 容 重t/m31.408相对瓦斯涌出量m3/t6.779矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性无爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量首采区首采工作面区段平巷运距875 m，运输上山最大运距624 m，大巷运距1910 m，石门运距840 m故从工作面到井底车场的最大运距为4249 m。首采区内布置一个采煤工作面、两个掘进工作面即可保产，综采放顶煤工作面日产量5121 t，掘进面日产量512.1 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。7.1.3矿井运输系统1） 运输方式（1）运煤：由于矿井井型较大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且运输距离较远，故采用带式输送机运煤。（2）辅助运输：轨道大巷采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.1-6A型1 t固定箱式矿车，电机车选用XK5-6/132-KBT型蓄电池式电机车，其性能参数见表7.3.2和表7.3.3。工作面所需材料采用1 t固定箱式矿车运输，由无极绳绞车牵引。2） 运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。（1）运煤系统工作面区段运输平巷溜煤眼采区运输上、下山采区煤仓采区运输大巷采区运输石门运输大巷运输石门井底煤仓主井地面。（2）运料系统地面副井轨道石门轨道大巷采区轨道石门采区轨道大巷采区下部车场采区轨道上、下山采区上部车场区段轨道平巷工作面。（3）人员运送系统地面副井井底车场换乘站轨道石门轨道大巷采区轨道石门采区轨道大巷采区轨道上、下山各工作地点。（4）排矸系统工作面区段轨道平巷采区上部车场采区轨道上、下山采区下部车场采区轨道大巷采区轨道石门轨道大巷轨道石门副井地面。井下运输系统如图7.1.1所示。7.2采区运输设备选择7.2.1设备选型原则1） 必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2） 必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3） 必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否经济合理等。7.2.2采区运输设备的选型1） 设备选型 工作面选用MXA-300/3.2型采煤机，前后刮板输送机均选用SGZ764/500型刮板输送机，平巷内选用SZZ830/200型转载机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5200型胶带输送机。轨道上山选用JTB21.5-30提升绞车，运输上山倾角在18左右，胶带输送机下运倾角最大为16，故不适宜选用普通胶带输送机。本设计选用山东济宁旭光机械制造厂生产的深槽系列胶带输送机，其性能参数见表7.2.1。2） 运输能力验算长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为765.4 t/h，工作面刮板运输机生产能力为900 t/h，转载机的生产能力为1500 t/h，破碎机通过能力为1500 t/h，平巷胶带输送机通过能力为1800 t/h，采区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。3） 采区上山提升绞车选型（1）提升循环时间T=3.6Tbnq/（kAb） （式7.2.1）式中：T最大提升循环时间，s；Tb每班提升工作小时数，h； n一次提升串车数，辆； q矿车装载质量，kg； Ab最大班提升量，根据矿上实际情况，取314 t； k提升不均衡系数，取1.2。T=3.6681000/1.2/314=458.6 s（2） 需要的提升速度为： （式7.2.2）式中：L1提升距离，取624 m。=4.16 m/s。故选用的上山提升绞车型号为JTB21.5-30，具体参数见表7.2.2。7.3大巷运输设备选择7.3.1运输大巷设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用综采放顶煤设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产的最大瞬时出煤能力为900.0 t/h，采区设缓冲煤仓，回采工作面运输平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采取运输上山带式输送机搭接，煤经采区煤仓在大巷直接装载到大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿年产1.5 Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备SSJ1200/5200型可伸缩带式输送机，其技术特征见表7.3.1。7.3.2辅助运输大巷设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用蓄电池式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.1-6A型1t固定箱式矿车，蓄电池式电机车式选用XK5-6/132-KBT型，其性能参数见表7.3.2和表7.3.3。表7.2.1深槽系列胶带输送机技术特征项 目单 位参 数带 宽mm1400生产能力t/h1800输送距离m1001500电机功率kW4200带 速m/s2.5中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第65页图7.1.1 矿井运输系统示意图中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第80页表7.2.2 JTB21.5-30提升绞车规格项 目单 位技术特征卷筒直径m2.0卷筒宽度m1.5最大静张力kN60钢丝绳速度m/s3.30钢丝绳直径mm26.5电动机功率kW185电动机转速r/min992表7.3.1 SSJ1200/5200型胶带输送机技术特征序 号项 目单 位技 术 特 征1运 输 能 力t/h18002运 距m20003带 速m/s3.154胶 带 种 类阻燃输送带5输 送 带 宽 度mm12006电 动 机 功 率kW5200表7.3.2 MG1.1-6A型1.0 t固定箱式矿车项 目单位技术特征容 积m31.1名义载重量t1.0牵引高度mm320轨 距mm600轴 距mm550外型尺寸mm20008801150质 量kg592表7.3.3 XK5-6/132-KBT型蓄电池式电机车项 目单位技术特征粘 着 质 量t8轨 距mm600最小弯道半径m7蓄电池电压mm132固 定 轴 距mm1100车轮直径mm680连接器高度mm210外 型 尺 寸mm441613561600制 动 方 式-机械小时制牵引力kN11.18速度小制km/h7.5电动机型 号-ZQ11B功 率kW11台 数台28 矿井提升8.1概述本设计矿井井型为1.5 Mt/a，服务年限56.9 a，自然标高在+32.5 m。煤层的埋藏深度为-380-1000 m，倾斜长度平均3.2 km，走向长度平均6.0 km。矿井工作制度为“三八制”，提升设备年工作日为330 d，日工作小时数为16 h。设计为立井两水平-650 m和-1000 m开拓。主井采用两套16 t箕斗带平衡锤提煤，副井采用罐笼提升。井下运输大巷采用钢丝绳强力皮带运输，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引小矿车，蓄电池式电机车选用XK5-6/132-KBT型电机车，小矿车选用MG1.1-6A型1 t固定箱式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘无爆炸性危险。本矿井主井采用箕斗提升，主要用于提煤，副井采用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用。8.2主副井提升8.2.1主井提升1） 设备选型矿井设计生产能力为1.5 Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装备两套型号为JDG16/1504Y带平衡锤的16 t箕斗提煤，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。主井内装备的箕斗、提升机以及钢丝绳的具体参数见表8.2.1、表8.2.2、表8.2.3。表8.2.1 JDG16/1504Y箕斗技术特征项 目单 位参 数型 号JDG16/1504Y名 义 载 重t16有 效 容 积m317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕 斗 自 重t17.8生产厂家淮南煤矿机械厂2） 提升能力验算矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：表8.2.2 JKM-2.5/6（）多绳摩擦式提升机技术特征表项 目单 位参 数型 号JKM-2.5/6（）主导轮直径m3.5导向轮直径m3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径m35数 量条4间 距mm250最大提升速度m/s14外形尺寸(长宽高)m69.53生 产 厂 家洛 阳 矿 山 机 械 厂表8.2.3 主井提升钢丝绳技术特征表项 目单 位参 数型 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（1）提升高度H=HS+HZ+HX （式8.2.2）式中：H提升高度，m； HS矿井深度，695 m；HZ装载高度，HZ =1825 m，取20 m；HX卸载高度，HX =1525 m，取20 m。H= 695 + 20 + 20= 735 m（2）经济提升速度Vj=（0.30.5）H0.5 （式8.2.2）式中：Vj经济提升速度，m/s。 Vj = 10.8 m/s（3）估算一次提升循环时间TXTX=Vj/a+H/Vj+u+ （式8.2.3）式中：TX一次提升循环估算时间，s；a提升加速度，一般取0.8 m/s2；u箕斗低速爬行时间，取10 s；箕斗装卸载休止时间，一般取10 s。TX = 10.8/0.8+735/10.8+10+10=101.6 s（4）计算小时提升次数ns=3600/TX （式8.2.4）式中：ns小时提升次数。ns = 3600/101.6=35 次（5）小时提升量As=CafAn/(br ts) （式8.2.5）式中：As小时提升量，t；C提升不均衡系数，箕斗提升C = 1.15;af提升富裕系数，主井提升第一水平取1.2；An矿井设计年产量，1.5 Mt/a；br提升设备每年工作日数，取330 d；ts提升设备每天工作小时数，取16 h。As=106/（33016）=326.7 t（6） 一次合理提升量Q=As/ns （式8.2.6）式中：Q一次合理提升量，t；Q=326.7/Ns= 10.0 t表8.2.4 主井提升参数提升高度/m提升速度m/s一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t73510.8101.635326.710.0提升参数见表8.2.4，所选箕斗提升容量为16 t，所以能够满足矿井生产的需要。8.2.2副井提升1） 罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副井深度为690 m，井筒内装备一对1 t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1 t矿车双层四车宽罐笼。1 t矿车双层四车窄罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4,其技术特征见表8.2.5。1 t矿车双层四车宽罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4K，其技术特征见表8.2.6。2） 提升机副井提升机选择与主井相同型号，即JKM-2.5/6（）多绳摩擦式提升机，其技术特征见表8.2.2。3） 提升钢丝绳副井提升钢丝绳选择与主井相同型号，即绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯，技术特征见表8.2.3。表8.2.5 GDG1/6/2/4罐笼技术参数表项 目单 位参 数型 号GDG1/6/2/4装载矿车型 号MG1.1-6A车 数辆4乘坐人数人46罐笼装载量kN8.74罐笼质量t8.05最大终端载荷kN559表8.2.5 GDG1/6/2/4K罐笼技术参数表项 目单 位参 数型 号GDG1/6/2/4K装载矿车型 号MG1.1-6A车 数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.34最大终端载荷kN5479 矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况本矿地处淮北平原西部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m+32.5 m左右。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。南起F4断层及其分支F4-1断层，北至刘楼断层；东起太原组灰岩顶界面的隐伏露头线，西止于8煤层-1000 m水平等高线的地面投影线。平面上近似一矩形，南北长5.626.53 km，东西宽2.333.71 km，面积17.117 km2。在井田范围内，8煤层赋存稳定，为主采煤层，煤层倾角1525，平均倾角18。矿井相对瓦斯涌出量为平均6.77 m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.3 m3/min。煤尘无爆炸危险性，易自燃。矿井地温小于28 C，属于正常地温范围。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井两水平开拓上下山开采暗斜井延深，一水平标高-650 m，二水平标高-1000 m。9.1.3开采方法矿井布置一个综采工作面，工作面长度200 m。综采工作面日生产能力为5121 t/d，每日推进度为2.4 m。为了保证工作面的正常接替，在一个综采面生产的同时布置两个独立通风的掘进面。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，工作面平巷无极绳绞车运输。井底车场设变电所、充电硐室。采区内设采区变电所。岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用三八工作制。井下同时作业的最多人数为260人，综采面同时工作最多人数83人。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；（8）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（9）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、矿井瓦斯等级。（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9.2.1。通过对表中几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件。本设计选用中央并列式通风方式。表9.2.1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，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，工业广场没有主要通风机的噪音影响；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通风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长，有时初期投资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。矿井通风方法分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点见表9.2.2。表9.2.2通风方法比较通风方式适用条件及优缺点抽出式是当前通风方式的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长，开采面积大的矿井。优点：1井下风流处于负压状态，当主要通风机因故障停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2漏风量小，通风管理较简单；3与压入式比较，不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难；缺点：1当地面有小窑塌陷区并和采空区沟通时，抽出式会把小窑积存的有害气体抽到井下使有效风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面比较复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难。优缺点：1压入的优缺点与抽出式相反，能用回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面；2进风线路漏风大，管理困难；3风阻大、风量调节困难；4由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定困难；5通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止转动时，风流压力降低，又可能使采空区瓦斯涌出量增加。抽压联合式可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延伸或改建的低瓦斯矿井。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，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。9.2.4采区通风系统的要求1） 采区通风总要求（1）能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；（2）漏风少；（3）风流的稳定性高；（4）有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；（5）有较好的气候条件；（6）安全经济合理技术。2） 采区通风的基本要求（1）每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；（2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；（3）回采工作面的风速不得低于1 m/s；（4）工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1。9.2.5工作面通风方式的确定工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：（1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，瓦斯和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；（2）上行风须把风流引到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；（3）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；（4）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；（5）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；（6）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用采区式布置，工作面缓倾斜，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.1.6回采工作面进回风巷道的布置工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可分为U型、Y型、W型、Z型等通风方式，各种布置方式比较见表9.2.3。表9.2.3通风方法比较通风方式适应条件及优缺点U型通风方式一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均在煤体中，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井。Y型通风方式两进一回，在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道，另外在采空区一侧设回风道。优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率。E型通风方式两进一回，下两巷为进风巷，上面巷为回风巷。优点：使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通风方式两进一回，或一进两回。优点：相邻工作面公用一个进或回风巷，减少了巷道的开掘和维护，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z型通风方式一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于U型后退和U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，其难度较大。根据以上的对比并结合本矿井的实际，工作面采用U型通风方式，并采用一进一回的方式，即，工作面两侧分别布置一条平巷。其中阶段运输平巷进风，阶段轨道平巷回风。9.3矿井风量计算9.3.1矿井风量计算方法概述矿井总进风量按下列要求分别计算并取其中最大值。1） 按井下同时工作的最多人数计算Q = 4NK （式9.3.1）式中：Q矿井总供风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，人；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.201.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.151.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.101.15。上述备用系数在矿井产量T0.9Mt/a时取小值；T 0.90 Mt/a时取大值。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井总进风量为：Q = 42601.20 = 1248 m3/min2） 按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： （式9.3.2）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ；掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ；硐室实际需要风量的总和，m3/min ；备用工作面实际需要的风量总和，m3/min，本设计未设置备用工作面故该项为零。矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min ；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。9.3.2回采工作面风量计算煤矿安全规程（2010年版）规定：采区回风道、采掘工作面回风道风流中瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1%；采掘工作面的温度不得超过26。回采工作面需风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，然后取其中的最大值。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%。1） 按瓦斯涌出量计算：= （式9.3.3）式中：采煤工作需要风量，m3/min ；采煤工作面绝对瓦斯涌出量，为18 m3/min；采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.21.6；炮采工作面可取1.42.0；水采工作面可取2.03.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。则Qa = 100181.2=2160 m3/min2） 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9.3.1的要求。长壁工作面实际需要风量（），按下式计算： （式9.3.4）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；采煤工作面风速，取2 m/s；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，经计算为15.18 m2 。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。 = 60215.18 = 1821.6 m3/min表9.3.1采煤工作面气温与风速对应表采煤工作面空气温度/C采煤工作面风速Va /ms-1150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.53） 按人数计算实际需要风量（）：=4 （式9.3.5）式中：按人数计算实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知N= 83，可得： = 483=332 m3/min取三者中最大值2160 m3/min。4） 按风速进行验算：根据煤矿安全规程（2010年版）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 （式9.3.6）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；采煤工作面的平均面积，取15.18 m2 。则 0.256015.18 = 227.7 m3/min，满足最低风速要求。按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量（）；240 （式9.3.7）则240 15.18 = 3643 m3/min，满足最高风速要求。由风速验算可知，= 2160 m3/min符合风速要求。9.3.3掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：1） 按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程（2010年版）规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即： （式9.3.8）式中：第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，为2 m3/min；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.52；= 10021.5 = 300 m3/min2） 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。 （式9.3.9）式中：按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；第i个工作面同时工作的最多人数，取30人。可得：= 120 m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：= 300 m3/min9.3.4硐室需要风量的计算本矿井需独立通风的硐室所需风量根据煤矿安全规程（2010年版）相关规定取值如下：中央变电所：Q中 = 80 m3/min主排水泵房：Q排 = 160 m3/min采区绞车房：Q绞 = 80 m3/min 火 药 库：Q火 = 100 m3/min采区变电所：Q变 = 80 m3/min则，各硐室所需风量总和为： Q硐 = 80+160+80+100+80 = 500 m3/min9.3.5其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算： （9.3.10）式中：按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；该巷道瓦斯绝对涌出量，取1.3 m3/min；该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.21.3； = 1331.31.2 = 207 m3/min9.3.6矿井总风量计算在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期是东一采区首采工作面正常回采期间，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面；困难时期是西二采区首个工作面（位于采区最西部，平巷最长）刚刚开始回采，北翼暗斜井掘进即将完成，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面（单翼采区，双巷掘进）和两个岩巷掘进工作面（暗斜井掘进）。由式9.3.1可知:通风容易时期矿井总风量为：Q1 = Qmin = 1.15(2160+3002+500+207)= 3987.05 m3/min通风困难时期矿井总风量为：Q2 = Qmax = 1.15(2160+3004+500+207)= 4677.05 m3/min与第一种方法计算的风量相比，第二种方法风量大。两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为3987.05 m3/min，通风困难时期为4677.05 m3/min。9.3.7风量分配1） 分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程（2010年版）的各项要求。2） 分配的方法首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合煤矿安全规程（2010年版）对风速的要求。（1）回采工作面风量分配考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的15%，因此工作面进风平巷的风量取工作面风量的1.15倍，即：Q进 = 1.152160 = 2484 m3/min（2）其它用风地点风量分配掘进工作面： Q掘 = 3001.15= 345 m3/min中央变电所： Q中 = 801.15 = 92 m3/min主排水泵房： Q排 = 1601.15 = 184 m3/min采区绞车房： Q绞 = 801.15 = 92 m3/min采区变电所： Q变 = 801.15 = 92 m3/min火 药 库： Q火 = 1001.15 = 115 m3/min其它巷道： Q其他= 2071.15 =238.05 m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。9.4矿井通风阻力9.4.1确定矿井通风容易时期和困难时期矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算h摩=LUQ2/S3 = RQ2 （式9.4.1）式中：摩擦阻力系数，kgs2/m8；L井巷长度，m；U井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面积，m2。矿井通风阻力是选择主要通风机的重要因素，计算出通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内，矿井阻力较小的时期（通常在达产初期）和较大的时期（通常在生产后期）。中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第82页图9.4.1 通风容易时期的通风系统立体图、网络图图9.4.2 通风困难时期的通风系统立体图、网络图中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第133页9.4.2矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线1） 通风容易时期地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场采区轨道上山采区中部车场区段运输平巷工作面区段回风平巷采区上部车场采区运输上山运输大巷运输石门中央风井。2） 通风困难时期地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区上部车场采区轨道下山区段运输平巷工作面区段回风平巷采区中部车场采区运输下山运输大巷运输石门中央风井。对应于通风容易时期的通风系统立体图、网络图如图9.4.1，对应于通风困难时期的通风系统立体图、网络图如图9.4.2。9.4.3矿井通风阻力计算根据已经确定的通风容易时期和通风困难时期，按这两个时期的通风阻力最大的风路分别计算出各段井巷的通风阻力，然后累加得出两个时期的总阻力。据此，所选用的风机既能满足困难时期又能满足容易时期的要求，则其它时期就无须再计算。通风容易与通风困难时期的矿井通风阻力计算分别见表9.4.1、表9.4.2。9.4.4矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：Hfrmin = 1.2hfrmin （式9.4.2）困难时期通风总阻力：Hfrmax = 1.2hfrmax （式9.4.3）式中：1.2为考虑风路上有局部阻力的系数；hfrmin、hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风困难时期的矿井总阻力。则有：Hfrmin = 1.2763.2 = 915.8（Pa）Hfrmax = 1.21699.0= 2038.8（Pa）矿井容易时期和困难时期的总风阻见表9.4.3。表9.4.1通风容易时期矿井通风阻力计算表巷道名称巷道标号支护方式a104LUSQhfrv/Ns2m-4/m/m/m-2/m3s-1/Pa/ms-1副井地面-1混凝土350.0 691 22.6 40.7 66.5 35.8 1.6 轨道石门1-2锚喷70.0 1415 13.8 12.4 56.0 224.84.5 轨道大巷2-3锚喷70.0 761 14.8 15.0 56.0 73.23.7 轨道上山3-4锚喷90.0 50 13.6 12.8 44.5 5.83.4 运输平巷4-5锚网150.0 875 14.8 17.5 41.4 62.12.3 工作面5-6液压支架320.0 200 18.0 15.2 36.0 42.52.3 轨道平巷6-8锚网150.0875 14.8 17.5 41.4 62.12.3 运输上山8-9锚喷90.0250 13.6 12.8 44.5 28.93.4运输大巷9-7锚喷70.0761 14.8 15.0 56.0 73.23.7 运输石门7-13锚喷70.0 415 13.8 12.4 56.0 65.94.5 风井13-地面混凝土350.0 691 18.8 28.3 66.5 88.72.3 合 计/Pa763.2 表9.4.2通风困难时期矿井通风阻力计算表巷道名称巷道标号支护方式a104LUSQhfrv/Ns2m-4/m/m/m-2/m3s-1/Pa/ms-1副井地面-1混凝土350.0 691 22.6 40.7 78.0 49.31.9轨道石门1-2锚喷70.0 1415 13.8 12.4 67.5 326.65.4轨道大巷2-3锚喷90.0 2050 14.8 15.0 67.5 368.64.5轨道下山3-15锚喷100.0 250 13.6 12.8 56.0 50.84.315-4锚喷100.0 200 13.6 12.8 56.0 92.72.4运输平巷4-5锚网150.0 1306 14.8 17.5 41.4 40.12.3工作面5-6液压支架320.0 200 17.0 15.2 36.0 92.72.4轨道平巷6-14锚网150.01306 14.8 17.5 41.4 50.84.3运输下山14-8锚喷100.0 250 13.6 12.8 56.0 368.64.5运输大巷8-7锚喷90.0 2050 14.8 15.0 67.5 368.64.5运输石门7-13锚喷70.0 415 13.8 12.4 67.5 95.85.4风井13-地面混凝土350.0 691 18.8 28.3 78.0 122.02.8合 计/Pa1699.0 表9.4.3矿井通风总阻力项目容易时期困难时期阻力/Pa915.820矿井总风阻及总等积孔矿井通风总风阻计算公式：R = hr/Qf2 （式9.4.4）矿井通风等积孔计算公式：A = 1.1917/R0.5 （式9.4.5）式中：R 矿井风阻，Ns2/m8；hr矿井总阻力，Pa；Qf矿井总风量，m3/s；A 矿井等积孔，m2。带入上面数据即可求出：容易时期：总风阻为：R = Hfrmin/Qfmin2 = 0.207 Ns2/m8总等积孔：Armin = 1.1917/R0.5 = 2.62 m2困难时期：总风阻为：R = Hfrmin/Qfmax2 = 0.335 Ns2/m8总等积孔：Armax = 1.1917/R0.5 = 2.06 m2由以上计算并对照表9.4.4可以看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2 m2，属于通风容易矿井，计算结果汇总表见表9.4.5。表9.4.4矿井通风难易程度与等积孔对照表通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿困难2 m2表9.4.5矿井风阻和等积孔项目风量/m3s-1总风阻/ Ns2m-8等积孔/m2难易程度容易时期66.50.2072.62容易困难时期78.00.3352.06容易表9.4.6 井巷风速验算表巷道名称通过风量/m3s-1有效断面积/m2巷道风速/ms-1风速验算副井78.0 40.7 1.98 符合轨道石门67.5 12.4 5.48 符合轨道大巷67.5 15.0 4.58 符合轨道下山56.0 12.8 4.38 符合运输平巷56.0 12.8 2.48 符合工作面41.4 17.5 2.36 符合轨道平巷36.0 15.2 2.44 符合运输下山41.4 17.5 4.36 符合运输大巷56.0 12.8 4.56 符合运输石门67.5 15.0 4.58 符合风井67.5 12.4 5.415 符合9.5矿井通风设备选型9.5.1通风机选择的基本原则所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求：（1）选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下一水平通风机的需要。当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜小于10 a；（2）留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比最大允许使用值小5，离心式通风机的转数一般不大于允许值的90%；（3）通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内；（4）考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。9.5.2通风机风压的确定1） 自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。H = gH （式9.5.1）式中：进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9.5.1示；H 井筒深度，m。表9.5.1 空气平均密度季节进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=691 m风井深度：Z风井=691m高差： Z高差= 691-691 = 0 m由于采用中央并列式通风，所以进风井口和回风井口标高相同，自然风压既不有利矿井通风，也不阻碍矿井通风。2） 通风机风压（1）矿井采用抽出式通风，通风容易时期通风机静风压为： Hrsmin = Hfrmin-hn +h损失 （式9.5.2）式中：Hfrmin 通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hn通风容易时期帮助通风的自然风压，hn = 0 Pa；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50 Pa。则有hrsmin = 915.8+50 =965.8 Pa（2）通风困难时期，考虑自然风压阻碍通风机通风，通风机静风压为：Hrsmax = Hfrmax-hn +h损失 （式9.5.3）式中：Hfrmax 通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；hn 通风困难时期阻碍通风的自然风压，hn = 0 Pa；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50 Pa。则有hrsmax = 2038.8+50 = 2088.8 Pa3） 通风机实际通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风），通过主要通风机的风量Qf必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：Qf = kQ （式9.5.4）式中：Qf通过风机的实际风量，m3/s；Q 风井总风量，m3/s；k漏风损失系数。风井无提升任务时取1.1；箕斗井兼作回风井时取1.15；回风井兼做升降人员时取1.2。容易时期：Qrmin = 1.166.5 = 73.15 m3/s困难时期：Qrmax = 1.178.0 = 85.8 m3/s4） 通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h = R Q2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：Rrsmin = hrsmin/Qrmin2 = 965.8/73.152 = 0.180 Ns2/m8困难时期：Rrsmax = hrsmax/Qrmax2 = 2088.8/85.82 = 0.2837 Ns2/m8风机风压与风量的关系：容易时期：hrsmin = RrsminQf2 = 0.180Qf2困难时期：hfsmax = RfsmaxQf2 = 0.2837Qf2主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表9.5.2。表9.5.2 主要通风机工作参数表容易时期困难时期风量/m3s-1风压/Pa风量/m3s-1风压/Pa73.15965.885.82088.8根据以上数据，在主要通风机个体特性图表上选定风机，该矿井风机型号选定为2K56No.24型轴流式通风机。该型通风机特性曲线如图9.5.1所示，在图上绘制风阻线，风阻曲线与风机特性曲线的交点、为理论工况点，、点为根据理论工况点求得的实际工况点。2K56No.24型轴流式主要通风机实际工况点参数见表9.5.3。表9.5.3 主要通风机实际工况点参数性能参数型 号通风时期叶片安装角/（）转速 /rmin风压/Pa风量 /m3s效率/（%）输入功率kWFBCDZ-10-No.24C容易307501100800.75110困难357502190870.80220图9.5.1 2K56No.24型轴流式通风机特性曲线9.5.3电动机选型主要通风机选定后，根据各时期的主要通风机输入功率计算出电动机的输出功率，选出电动机由于Nfmin/ Nfmax = 110/220 = 0.50 30范围图7.1 1 2 厚层直接顶留巷期间围岩垂直应力分布工作面前方，工作面侧侧向支承应力先增大后减小；工作面后方，工作面侧侧向支承应力随采空区逐渐压实，逐渐回升；工作面附近，靠采空区侧充填体上方垂直应力为1.5 MPa，顶板垂直应力随远离充填体而迅速降低，至充填体外侧2.2 m 处时顶板垂直应力即降低为0.3 MPa，基本达到采空区中部顶板最小垂直应力；实体煤侧向支承压力表明：滞后采动应力比超前采动应力更为强烈。7.1.2薄层直接顶图 薄层直接顶掘巷期间围岩垂直应力分布巷道两帮煤体应力峰值约22.8 MPa，应力集中系数约1.3；巷道迎头前方应力峰值约19.6 MPa，应力集中系数约1.1；巷道所处位置应力水平约1.1 MPa。巷道迎头前方应力峰值略小于巷道两侧的应力峰值。巷道开挖后在两帮煤体内应力集中影响范围约2530 m，峰值距巷道两帮5 m；在巷道前方煤体内应力集中影响范围约20 m，峰值距巷道迎头约4 m。图 薄层直接顶留巷期间围岩垂直应力分布实体煤侧侧向支承压力，在工作面附近达到峰值，峰值为28.5 MPa，峰值位于实体煤中5.6 m；工作面前方，工作面侧侧向支承应力先增大后减小，工作面后方，工作面侧侧向支承应力逐渐回升；实体煤侧支承压力表明：滞后采动应力比超前采动应力更为强烈。7.1.3无直接顶图 无直接顶掘巷期间围岩垂直应力分布与薄层直接顶相比，围岩应力水平全面下降，具体表现在：巷道两帮煤体内侧向支承应力峰值约20.1 MPa，应力集中系数约1.2；巷道迎头前方应力峰值约16.8 MPa，略高于原岩应力；巷道所处位置应力水平约0.61.0 MPa。图 无直接顶留巷期间围岩垂直应力分布工作面前方，工作面侧侧向支承应力先增大后减小；工作面后方，随采空区逐渐压实，采空区上方支承应力有所回升；从超前60 m至滞后20 m，随工作面推进，实体煤侧侧向支承应力峰值不断增大，峰值位置不断深入煤体；随后，支承应力峰值随煤层回采而有所下降；工作面侧巷道上方顶板应力超前工作面20 m急剧降低。滞后工作面60 m，随充填体的建立，巷道围岩整体应力水平提高，最小应力由0.65 MPa 迅速增大至4.65 MPa。7.2深井沿空留巷矿压显现规律的现场实测7.2.1测站布置及实测手段淮南矿业集团顾桥煤矿-780m水平的1115(1)工作面回风平巷为深井巷道，其薄层直接顶、无直接顶两种典型顶板条件下分别在充填时布置混凝土压力计。由于条件限制，只在薄层直接顶巷道布置钻孔应力计。图 测站布置示意图（单位:m） 混凝土压力计 钻孔应力计 多点位移计 钻孔窥视仪图 矿压观测设备7.2.2支护参数图巷道支护参数 巷道断面宽高=5.0m3.5 m，支护参数见图。1) 巷道顶板采用7根IV级左旋螺纹钢超高强预拉力锚杆加4.8 m长M5型钢带、菱形金属网联合支护，锚杆规格22-M24-2800 mm，两节Z2380型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距750 mm，排距800 mm。2) 巷道两帮采用5根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加3.2 m长M5型钢带、金属网联合支护，锚杆规格20-M22-2800 mm。每根锚杆采用一节Z2380型中速树脂药卷锚固；锚杆间距750 mm，排距800 mm。3) 在顶板每排锚杆中间位置布置一套高预应力锚索梁，钢绞线规格21.87.7 m，钢绞线下铺设2.6 m的14#槽钢，间距1.1 m，排距800 mm。沿巷道走向布置两排锚索梁，铺设2.2 m的14#槽钢（两眼孔，间距1.8 m）。锚索和槽钢间配16100200 mm铁垫。锚索眼孔为7.5 m，采用三节Z2380中速树脂药卷；预紧力80100 kN，锚固力不低于200 kN。4) 顶/帮破碎处，施工单体锚杆配大托盘加强支护，每根锚杆采用两节Z2380型中速树脂药卷加长锚固。顶板不平整时锚索梁改为打单体锚索，并配合400400 mm大托盘安装，锚索仍按“5-3-5”布置，锚索锚固要求及其它参数不变。7.2.3充填墙体应力演化规律实测图薄层直接顶 图无直接顶图工作面后方测点巷道变形量充填体受力和破坏程度与顶板活动密切相关。充填体受力约在工作面后方一个周期来压时达到最大，其后充填体受力随工作面推进而逐渐降低。充填体受力与顶板条件密切相关。无直接顶时围岩应力集中程度更大，充填体受力较大，充填体破坏较薄层直接顶严重。7.2.4实体煤侧应力演化规律实测图 210 m测点应力变化图 1220 m测点应力变化 薄层直接顶实体煤侧应力峰值出现在工作面附近。实体煤侧应力峰值出现在距巷道10 m处测点，应力最大值达到21.2 MPa，测点位置为工作面附近超前采动影响时，实体煤受力随靠近工作面而不断增加；滞后采动影响时，极限平衡区范围随煤层回采而不断深入煤体，且其最大应力集中系数不断降低。巷道掘进阶段，无论是侧向支承应力、超前支承应力还是巷道上方垂直应力，无直接顶时均低于厚层直接顶、薄层直接顶。采动应力调整阶段，支承应力集中系数随直接顶厚度的减小而增大，支承应力极值位置随直接顶厚度的减小而远离工作面。充填体受力和破坏程度与顶板活动密切相关。充填体受力约在工作面后方一个周期来压时达到最大，随后充填体受力随工作面推进而逐渐降低。充填体受力与顶板条件密切相关。无直接顶时围岩应力集中程度更大，充填体受力较大，充填体破坏较薄层直接顶严重。7.2.5巷道围岩变形规律实测图工作面后方测点巷道变形量1） 图中，两帮移近速度和顶底板移近速度可以分为三个阶段，即变形速度增加区、变形速度降低区和变形速度稳定区。2） 图中，变形速度增加区为距离工作面煤壁70 m范围以内。随着工作面推进，上覆岩体不断的旋转、下沉和破坏，留巷采空区侧的基本顶在自重及支护体产生的切顶阻力作用下破断，巷道围岩的变形速度呈现明显的上升趋势。在距离工作面60 m左右时巷道围岩变形速度达到最大值，即在工作面后方第3个周期来压时巷道围岩变形速度最大。3） 图中，变形速度降低区为工作面后方70 m范围到工作面后方140 m，随基本顶岩块的旋转，基本顶岩块在下部冒落碎矸石的支撑下形成的“三角块结构”逐渐稳定，从而使沿空巷道一定范围内的应力小于原岩应力。随着矸石的逐渐压实，形成稳定“三角块结构”的上位岩层也将折断、变形下沉，使煤壁乃至直接顶产生损伤，支承压力影响范围加大，峰值进一步内移，留巷上方顶板产生平移下沉，由于受基本顶分层垮落的影响，巷道顶板下沉呈现波动性。此时顶板运动特征以旋转下沉为主，但下沉速度较小。4） 图中，工作面后方140 m以外属于变形速度稳定区，随着顶板活动趋于稳定和充填墙体承载强度的增加，巷道变形速度逐渐下降，进入变形稳定期。顶底板移近速度、两帮移近速度趋明显降低，巷道围岩逐渐稳定。5） 图中，由于巷道深度大，压力高，在进入变形速度稳定区以后，巷道围岩仍以一定的速度发生变形，表现出了明显的流变效应。图 工作面前方测点巷道变形量 1） 图中，由图可以发现，工作面的超前影响范围为60 m左右。距离工作面前方6045 m的范围内围岩移近速度较小，两帮移近速度和顶底板移近速度均不超过15 mm/d，巷道两帮移近量为26 mm，顶底板移近量为35 mm。2） 图中，距离工作面前方45 m到工作面的范围内围岩受到强烈的超前支承压力影响，围岩移近速度急剧增加，两帮移近速度由离工作面45 m处的10 mm/d上升到离工作面15 m处的最大96 mm/d，顶底板移近速度由离工作面45 m处的15 mm/d上升到离工作面16 m处的最大123 mm/d。最终回采前巷道两帮移近量最大达到406 mm，顶底板移近量为480 mm，总体上位移量不大。3） 图中，顶底板移近量大于两帮移近量，由观测结果看来，采动影响期间的加强支护方案起到了明显的效果，巷内辅助加强支护支架在工作面回采期间对巷道顶板的控制效果显著，为沿空留巷的实施提供了保障。7.2.6顶板离层观测离层仪浅基点布置在顶板2.5 m深处，深基点布置在顶板6.3 m深处，由离层仪读数可以发现，工作面前方655 m以及工作面后方17110 m的范围内，顶板的浅部离层与深部离层均为0，即巷道顶板未发生明显的离层。在工作面附近由于受巷内辅助加强支护支架影响没有进行离层观测。巷道离层较小的原因主要有以下两点：一是此段巷道直接顶为厚达11 m的砂岩，直接顶整体性比较好，在回采过程中直接顶发生整体位移，锚固范围内岩层没有发生碎胀变形；二是采用超高强预拉力锚杆、强化锚索对巷道进行加固，施加高强预紧力主动对围岩进行强化支护，消除岩体松散变形，改善锚杆锚索增阻性能，提高了锚杆锚索的支护能效，保证了巷道顶板的整体性和稳定性。7.2.7顶板岩层裂隙发育观测岩层钻孔探测仪主要通过在岩层中钻孔来探测、测量、记录巷道及采煤工作面顶板离层、破裂、破坏情况。工作面回采期间在对工作面后方沿空留巷20 m和40 m处进行顶板探测，探测结果如图所示。 2 m 4 m 6 m工作面后方20 m 2 m 4 m 6 m工作面后方40 m图巷道顶板钻孔探测示意图从图钻孔探测图片可以发现，在工作面后方后方40 m处顶板岩层均比较完整，没有出现离层破碎现象，说明工作面回采过程中，顶板基本保持完整和稳定。在工作面后方20 m处顶板1 m、2 m位置岩层因受回采影响，岩体破裂，发育垂向裂隙，但总体来说顶板岩层比较完整，没有出现大范围松动、破碎。说明支护方案有力的控制顶板围岩的稳定性和整体性，保证了回采过程中顶板的安全、可靠。8 结论本文采用理论分析和数值计算相结合的方法，对深井开采沿空留巷顶板的变形破坏规律进行了分析研究，通过对顾桥矿深井1115(1)工作面上顺槽的工业试验，得出以下主要结论：(1)全面分析了深部巷道围岩的变形破坏特征、回采空间应力分布规律、留巷侧采空区顶板运动规律、巷旁支护的作用、巷内支护形式的选择等深井沿空留巷必须重视的几个关键问题。相比浅部沿空留巷变形量更大，变形速度更快，对采动影响更加敏感。通过巷帮充填体与U型钢支架对比分析，认为行帮充填是深井开采沿空留巷巷内支护形式的最佳选择；(2)深井沿空留巷围岩位移与普通巷道相比，其最大的特点是与基本顶岩层回转运动密切相关。深井沿空留巷顶板位移主要由煤帮侧下沉量，基本顶岩层回转引起的下沉量及项板岩层扩容变形量组成。因此，基本顶断裂位置、煤帮支护方式与参数、顶板支护形式与参数、巷内加强支护方式及巷旁支护形式、参数与力学性能(如充填体尺寸、充填方式、充填体强 度等)，对深井沿空留巷围岩变形都有直接影响；(3)利用FLAC数值模拟软件，通过对深井沿空巷道不同厚度直接顶的数值模拟研究，认为巷道掘进阶段，无论是侧向支承应力、超前支承应力还是巷道上方垂直应力，无直接顶时均低于厚层直接顶、薄层直接顶。采动应力调整阶段，支承应力集中系数随直接顶厚度的减小而增大，支承应力极值位置随直接顶厚度的减小而远离工作面；(4)研究成果在顾桥矿深井1115(1)工作面上顺槽沿空留巷工程实践中取得了成功，实现了深井大断面沿空留巷锚网支护技术，在顶板控制形式上实现了创新。在工作面140 m以后，巷道进入稳定阶段，稳定后巷道平均宽度约为3.5 m，巷道平均高度约为2.5 m，留巷断面达到了8.0 m以上，满足了本工作面安全回采的需要，达到了预期的留巷效果。开创了现代化矿井高效快速回采沿空留巷的创新工程，工作面最高日产量16426 t，创造了国内外沿空留巷工作面开采的最高产量记录。参考文献：1 钱鸣高，缪协兴，许家林等.岩层控制的关键层理论M.徐州：中国矿业大学出版社，20032 张农著.巷道滞后注浆围岩控制理论与实践M.徐州：中国矿业大学出版社，20043 张农，王成，高明仕，赵一鸣.淮南矿区深部煤巷支护难度分级及控制对策J.岩石力学与工程学报，20094 阚甲广，张农，王成.无煤柱沿空留巷采动全过程应力演化规律研究J.岩石力学与工程学报，20085 孙恒虎，赵炳利.沿空留巷的理论与实践M.北京：煤炭工业出版社，19936 郭育光，柏建彪，侯朝炯.沿空留巷巷旁充填体主要参数研究J.中国矿业大学学报，1992，21(4)：1-117 谢文兵，笪建原，冯光明.综放沿空留巷围岩控制机理J.中南大学学报，2004，35(4)：657-6618 陆士良编著.无煤柱护巷矿压显现研究M.北京：煤炭工业出版社，19939 朱德仁，钱鸣高.长壁工作面老顶破断的计算机模拟J.中国矿业大学学报，198710 朱德仁.长壁工作面老顶的破断规律及其应用D.中国矿业大学，198711 何廷峻.工作面端头悬顶在沿空巷道中破断位置的预测J.煤炭学报，2000，25(1)：28-3112 张东升.综放大断面沿空留巷技术博士后研究工作报告.中国矿业大学（徐州），2001.6613 华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议J.煤炭科学技术，2006，34(12)：78-8114 B.N.Whittaker，R.N.Singh.Design and Stability of Pillar in Longwall MiningJ.The MiningEngineer，June，1979,P59-7015 Smart.B.G.D，Davies.D.O etc，Application of the Rock-Title Approach to pack Design in anArch-Sharped RoadwayJ.Mining Engineer，Dec，198216 陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制M.徐州：中国矿业大学出版社，199317 张东升，徐金海.矿井高产高效开采模式及新技术M.徐州：中国矿业大学出版社，200318 钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制，修订本M.北京煤炭工业出版社，199119 孙恒虎，赵炳利著.沿空留巷的理论与实践M.煤炭工业出版社，199320 张东升，唐鹏宇，谢文兵.充填体接顶质量对综放沿空留巷围岩变形的影响J.矿山压力与顶板管理，2001，No.3:444521 冯光明，侯朝炯，邹喜正.ZKD高水灰渣充填材料及其在巷旁充填试验中的应用J.煤矿设计，1996（6)：111322 柏建彪，侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究J.中国矿业大学学报，2006，2(35):145-14823 康红普，王金华等.煤巷锚杆支护理论与成套技术M.北京：煤炭工业出版社，200724 何满潮，袁和生.中国煤矿锚杆支护理论与实践M.北京：科学出版社，200425 何满潮，谢和平，彭苏萍等.深部开采岩体力学研究J.岩石力学与工程学报，2005，24(16):2803-2814翻译部分（英文原文）Numerical Simulation of Rock Burst in Circular Tunnels Under Unloading ConditionsSUN Jin-shan,ZHU Qi-hu,LU Wen-boState Key Laboratory of Water Resource and Hydropower Engineering Science,Wuhan University,Wuhan,Hubei 430072,ChinaAbstract: Rock burst in a circular tunnel under high in-situ stress conditions was investigated with a numerical method coupled the rock failure process theory(RFPA)and discontinuous deformation theory(DDA).Some numerical tests were carraied out to investigate the failuer patterns of circular tunnel under unloading conditions.Compared the results under loading conditions,the shapes of failure zones are more regular under the unloading conditions.The failure patterns in the same type of rock mass are clearly different because of non-homogeneity of the rock material.The extension of cracks shows some predictability with an increasing of in-situ stress.When the homogeneity index of rocks(m)is either relatively high or low and lateral pressure coefficients()is high,the number of regular shear slide cracks decreases and the probability of a rock burst also becomes lower.Our numerical simulation results show that the stability of surface rock and the natural bedding stratification of rock material greatly affect rock bursts.Installing bolts with due diligence and suitably can effectively prevent rock bursts.However,it is not effective to control rock bursts by releasing the strain energy with normal pre-boreholes.Keywords: circular tunnel; unloading; rock burst; numerical simulation; RFPA1. IntroductionRock burst is a typical geologic phenomenon caused by excavation.Many scholars have investigated the complex geological hazard from different points of view.However,the essential reasons of this phenomenon have not been understood.Rock burst gestates in the rock masses and there never is any warning that it is about to happen.So files that record the entire process of rock burst are hard to find,which includes the process from gestation to burst.By model tests and investigating rock bursts records,some scholars proposed some ratiocinations about rock burst processes13.Rock burst contains the emerging and extension process of cracks on the mesoscale and the macroscopic loss of stability.It is very difficult to study this phenomenon with classical theories of mechanics.As well,only one single process of it can be studied by some numerical methods.Hence,in our investigation we have analyzed rock burst with a method coupled the rock failure process analysis theory(RFPA)on ameso-scale and the discontinuous deformation analysis theory(DDA)on a macro-scale.2. Numerical Simulation Method of Rock BurstsRock burst is caused by the excavation of under-ground caves which unload the in-situ stress.It can bedivided into two basic phases.One is the gestation process of rock burst,in which rock materials crack gradually.The other is the dynamic burst of rock blocks which release vast strain energy of the surrounding rock masses.Given this classification it also can be divided into two processes when rock burst is simulated with numerical methods.In the first step,the numerical mode could be studied by RFPA that considers the non-homogeneity of rock materials.Agiven load should be specified for numerical models in order to simulate the in-situ stress in rock masses.Then,elements in a circular opening will be deleted to simulate the excavation.The processes of cracks emerging and extending can be simulated with the RFPA2D program.Based on the results of RFPA2D,the failure patterns of surrounding rock masses can be judged.If a large number of failure points are distributed densely or dispersed widely and there are no long cracks,the rock mass may go into the plastic flow state(e.g.re-laxation and squeezing)and releases a mass of strain energy.However,if there are some long cracks and a small quantity of dispersed failure points and the elastic module of rock blocks has not changed fundamentally,much of the strain energy may be released through rock bursts.When the surrounding rock mass is partioned into blocks it becomes a discontinuous deformation system which can be analyzed by DDA method.Based on the results of failure analysis a DDA model of the circular tunnel can be made,in which the mechanical parameters and load conditions are equal to those of the RFPA model.When the rock mass is meshed in rock blocks and structure faces,the cracks caused by stress unloading are simplified to the structure faces.Some potential crack faces are set in the model.Then the failure process of rock mass can be simulated with the DDA2D program.3. Simulation of Rock Burst GestationAccording to the slip-line theory, the surrounding rock mass will crack along the slip-line.Many rock burst records and analyses of fractured faces show,with a scanning electron microscope,that the shearing-dislocation rock burst is one of the most common patterns,especially in circular tunnels46.Hence,the shearing-dislocation rock burst is most often investigated.Considering the characteristic structure of the tunnel,this problem is converted to a plane strain problem.3.1 Unloading failure simulationThe numerical models have dimensions of 400 mm400 mm.The diameter of the circular opening is 80mm.The elements have dimensions of 1 mm1 mm.The objects to be analyzed are the brittle,hard and intact rock masses.The mechanical properties of rock masses are specified as:elastic modulus E=60GPa,poisson ratio =0.25,uniaxial compressive strength ci=200MPa,tensile strength =5MPa,internal friction angle=40o and homogeneity index m=3.0.In the calculation procedure,the horizontal and vertical press is specified for the model,initially to simulate the in-situ stress.Then the elements in the location of the opening are deleted to simulate the tunnel excavation.Subsequently,the failure patterns of the tunnel are simulated.The results are shown inTable 1.Table 1 Failure patterns of circular tunnel with different lateral pressure coefficients()LoadingconditionsIn-situ stress(MPa)Failure patternsVerticalHorizonta=8540Tensile failure zone appears at top and bottom arch=412.550Shearing failure zones appear at both lateral arches;a few tensile failure zones appear at top and bottom arch=1.253344Shearing failure zones appear at both lateral arches=1.04848Splitting failure zones distributed around the openingThe calculation results indicate that the failure patterns of the surrounding rock masses are similar to those by Zhu which were conducted under the loading conditions7.However,the shape of the failure zoneis more regular and the failure points are more centralized.When=1.25 or 4,shear failure is the main failure pattern.In these cases,shear cracks would release less strain energy and make rock burst gestate easily.With=4,the failure patterns under different in-situ stress are shown in Fig.1. (a) Horizontal in-situ stress is 40 MPa and (b) Horizontal in-situ stress is44 MPa and vertical in-situ stress is 10 MPa vertical in-situstress is 11 MPa (b) Horizontal in-situ stress is48 MPa and (d) Horizontal in-situ stress is50 MPa and vertical in-situstress is 12 MPa vertical in-situstress is 12.5 MPaFig.1 Distribution of shear stress and cracks in different in-situ stress fieldsThe results show that when=1.25 or 4, the failure depth will increase nonlinearly when the in-situ stress becomes higher(Fig.2).Fig.2 Failure depth of rock mass(h is failure depth,D is the diameter of tunnel)The failure zone extends in a regular fashion along with the increase of in-situ stress.And it shows some predictability:when the in-situ stress is low,cracks emerge in the shallow zone,parallel to the major principal stress orientation;when the in-situ stress increases,cracks emerge in the deep zone and extend towards the tunnel surface.When=1.25 or 4,the failure zones show the shear failure characteristics.In addition,the failure patterns of the top and bottom failure zones are clearly different because of the non-homogeneity of the rock material.As shown inFig.1,cracks extend much more regularly in the top zones than in the bottom zones.In the bottom zones the failure points are dispersed and are probably enter into the plastic flow state,which will release the great mass of strain energy of rock masses.Therefore,rock bursts will likely occur in the top failure zones.3.2 Effect of non-homogeneity on rock burstsThe microstructure of rock material is generally in one of two states:failure or intact.This makes different types of rock show different mechanical characteristics.The same type of rock,such as granite,coming from different producing areas may have a different non-homogeneity,so that the probability of a rock burst might be different too.With the model in3.1,the failure patterns of rock masses are analyzed when the Weibull homogeneity index m is 1,3,5 or 8,=4,H=50(horizontal in-situ stress)andV=12.5(vertical in-situ stress)(Fig.3). (a) m=1 (b) m=3 (c) m=5 (d) m=8Fig.3 Distributions of cracks for different homogeneity(m)It shows that non-homogeneity of rock effects the failure pattern considerably.When m decreases,the number of failure points increases,however,the number of long cracks decreases.This means the rock mass goes into plastic flow state.Therefore,when the homogeneity index of rock material(m)is relatively high or low,the number of regular shear sliding cracks and the probability of rock burst will both decrease.4. Simulation of Dynamic Rock Burst ProcessWith the model in 3.1,the rock burst process can be simulated with the DDA method.It is assumed that the failure process does not release any strain energy89.Based on the results of the RFPA analysis,some initial structure faces(thick lines)are set in theDDA model and some potential crack faces(thin lines)are set along the potential failure directions.Other rock masses are divided into blocks,which helps to set stress filed after excavation.Then,the possibility of rock burst after excavation can be observed(Fig.4).Fig.4 Sketch of RFPA model to DDA modelThe mechanical properties of the initial structure faces are specified as:c=0(cohesion),=40(internal friction angle)and=0(tensile strength).The mechanical properties of the potential crack faces are specified as:c=1.0 MPa，=40and=10 MPa.In order to guarantee the stability of computing,the properties of other rock masses are specified as:c=100 MPa,=80and=500 MPa.The spring stiffness is 50 times elastic module of rock material.The simulation results show that the direction of the potential crack faces affects the rock burst process greatly.When the direction of potential crack faces is almost normal to the slipline and cut the failure zone into square blocks,the crack faces will interlock and reduce the odds of rock bursts.When the direction of potential joints is almost parallel to the slip-line and cut the failure zone into wedge-shaped blocks,the crack faces will slide.Hence,when there are natural bedding stratifications in rock materials,their direction should be considered.As shown in Fig.5,when the rock burst happens,the surface rock blocks initially burst at a high speed and then a great number of blocks burst at lower speeds.Finally,a failure zone is formed.It suggests that loss of stability of the surface rock mass is an omen or the beginning of a rock burst.Hence,it is important to control the stability of the tunnel surface.For the new formed tunnel,setting shotcrete and anchor bolts will control the rock burst. (a) Step 300 (b) Step 500 (c) Step 1000 (d) Step 2000Fig.5 Simulation of dynamic processes of rock burst with DDA5. Investigations of the Measures Preventing Rock BurstIn practice,there are several measures can be taken to prevent rock bursts,such as spraying cool water on the rock surface,drilling energy release boreholes,softening the rock by injecting water,setting anchor bolts and steel bar nets10.In our study,we investigated the mechanism of preventing rock bursts by setting grouted rock bolts and energy release preboreholes.With=4,the in-situ stressv=48 MPa andH=12 MPa,the possibility of rock burst was analyzed before and after setting anchor bolts and pre-boreholes.The mechanical properties of the bolts are specified as follows:E=210 GPa,400 MPa and their length is half of tunnel diameter(D).It is assumed that the bolts and rocks are glued as an integral whole.The diameter of the preboreholes is 6mm; the distance between holes center and tunnel wall is D/8 and the distance between holes is D/8(Fig.6). (a) Initial status (b) After setting bolts (c) Pre-borehole (d) After setting pre-boreholes Fig.6 Failure patterns of tunnel before and after installing mortar bolts and pre-boreholesCompared with the rock mass without bolts,the number of cracks in the failure zone decreased significantly,especial