祁东煤矿1.8Mta新井设计夹河煤矿条带开采煤柱稳定性研究
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编号：（ ）字 号本科生毕业设计（论文）题目： 祁东煤矿1.8Mt/a新井设计 夹河煤矿条带开采煤柱稳定性研究 姓名： 魏艳伟 学号： 05082197 班级： 采矿工程2008-2班 二 一 二 年 六 月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名： 魏艳伟 学 号： 05082197 学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 设计题目： 祁东煤矿1.8Mt/a新井设计 专 题： 夹河煤矿条带开采煤柱稳定性研究 指导教师： 朱卫兵 职 称： 副教授 2012年6月 徐州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2008级 学生姓名 魏艳伟 任务下达日期：2012年1月8日毕业设计日期：2012年3月12日 至 2012年6月8日毕业设计题目：祁东煤矿1.8 Mt/a新井设计毕业设计专题题目：夹河煤矿条带开采煤柱稳定性研究毕业设计主要内容和要求：以实习矿井祁东煤矿条件为基础，完成祁东煤矿1.8Mt/a新井设计。主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇关于条带开采煤柱稳定性的专题论文。完成2010年International Journal of Coal Geology上与采矿有关的科技论文翻译一篇，题目为“Numerical modelling of the effects of weak immediate roof lithology on coal mine roadway stability”，论文24970字符。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；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 要一般部分针对宿州祁东矿进行了井型为1.8Mt/a的新井设计。祁东矿井位于安徽省宿州市东南，井田走向长约9.0km，倾向长约4. 0km，面积约23.16。主采煤层为 煤层，平均倾角13，平均厚度5.6m。井田工业储量为191.30Mt，可采储量131.70Mt，矿井服务年限为56.28a。矿井正常涌水量为437.06，最大涌水量为586.10；矿井相对瓦斯涌出量为12.6，属高瓦斯矿井。根据井田地质条件，设计采用双立井暗斜井延伸两水平开拓方式，井田采用全采区式布置方式，一水平划分为两个采区，轨道大巷、胶带机大巷为岩石大巷，布置在 煤层底板岩层中。考虑到本矿井为高瓦斯矿井，矿井通风方式采分区对角式通风，并在开采前预掘底板瓦斯抽排巷进行瓦斯提前卸压抽放。 针对西一采区采用了采区准备方式，共划分10个区段工作面，并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。针对61202工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为5.6m，平均倾角14，直接顶为泥岩，老顶为砂岩。工作面采用长壁综采一次采全高采煤法。采用双滚筒采煤机割煤，往返一次割两刀。采用“三八制”工作制度，截深0.865m，每天四个循环，循环进尺3.46m，月推进度104m。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用架电式式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两套带平衡锤的12t箕斗提煤，副井采用一对1.5t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1.5t矿车双层四车宽罐笼运料和升降人员。专题部分题目为夹河煤矿条带开采煤柱稳定性分析，以相关工程测试结合目前理论研究，进行了详实的数据收集与整理，对矿井生产实践具有显著的指导意义。翻译部分题目为Numerical modelling of the effects of weak immediate roof lithology on coal mine roadway stability，主要介绍软弱直接顶板岩性对煤矿巷道稳定性影响。关键词：祁东矿井；双立井；采区布置；综采大采高；分区对角式；软岩巷道；煤柱稳定性ABSTRACTThe general design is about a 1.80 Mt/a new underground mine design of Qidong coal mine. Qindong coal mine is located in southeast of Suzhou. Its about 9.0 km on the strike and 4.0 km on the dip, with the 23.16 km2 total horizontal area. The minable coal seam is with an average thickness of 5.6 m and an average dip of 13. The proved reserves of this coal mine are 192.95 Mt and the minable reserves are 131.70 Mt, with a mine life of 56.28a. The normal mine inflow is 437.06 m3/h and the maximum mine inflow is 586.10 m3/h. The mine gas emission rate is 12.6 m3/t which can be recognized as high gas mine. Based on the geological condition of the mine, this design uses a duel-vertical shaft and inclined shaft two-level development method, and full strip preparation ,which divided into ten districts, and track roadway, belt conveyor roadway and return airway are all rock roadways, arranged in the floor rock of 61 coal seam. Taking into account of the high gas emission, mine ventilation method use partitions ventilation, and excaves bottom gas drainage roadway before mining to relief gas pressure in advance.The design applies strip preparation against the first district of West One which divided into 10 districts totally, and conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing.The design conducted coal mining technology design against the 61202 workface. The coal seam average thickness of this working face is 5.6 m and the average dip is 14, the immediate roof is mud stone and the main roof is sand stone. The working face applies fully mechanized longwall full-height coal caving method, and uses double drum shearer cutting coal which cuts twice each working cycle. Three-Eight working system has been used in this design and the depth-web is 0.865 m with fou working cycles per day, and the advance of a working cycle is 3.46 m and the advance is 104 m per month.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and overhead line electric locomotiveto be assistant transport. The main shaft uses double 12 t skips to lift coal with a balance hammer and the auxiliary shaft uses a twins narrow1.5 t four-car double-deck cage and a wide 1.5t four-car double-deck cage to lift material and personnel transportation.The monographic study entitled Pressure behavior and control of deep mine , with the theoretical research related engineering test, conducted a detailed pressure observation data collection and processing, gave the deformation and convergence law of soft rock roadway,with law we can recommend some control measures which really have a important influence. The title of the translated academic paper is Numerical modelling of the effects of weak immediate roof lithology on coal mine roadway stability,which mainly introduce the failed pillars of engineering practice by pressure arch theory and numerical simulation.Keywords:Qidong coal mine; double vertical shaft; district mode; full-height coal caving; 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第141页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1 矿区地理位置祁东煤矿位于安徽省宿州市埇桥区祁县镇，西寺坡镇和固镇县湖沟区境内。地理坐标： 东经1170249-1171018北纬 332245-332653井田中心北距宿州站约20公里，东距芦岭站1.5公里。京沪铁路、宿固公路从本区东北通过，宿蚌公路206国道经由井田西侧通过，矿井专用公路6.5公里与206国道相连，青（疃）芦（岭）矿区铁路从井田北通过，矿井专用铁路线8.07公里连接青芦线；浍河从井田西南部穿过，流经本井田约10km，常年通航，交通十分便利。（见图1-1）图1-1 祁东矿交通位置图1.1.2 矿区的水文条件矿区内的最大地表水体是浍河，它从本矿南部穿过，河水自西北流向东南。浍河属淮河支流，为季节性河流，河床蜿延曲折，宽50150 m，深35 m，两岸有人工河堤，每年79月为雨季，一般流量510 m3/s,枯水季节为每年10月至次年3月，干旱严重季节甚至断流。历史上浍河最高洪水位为24.5 m，据近几年水文资料记载，1984年丰水期最高洪水位祁县闸上游达20.75 m,下游达20.70 m。1978年枯水期最低水位祁县闸上、下游河干，1973年至1985年平均水位祁县闸上游水位标高17.72 m,下游16.07 m。历年最大流量：1965年临涣865 m3/s,1954年固镇1340 m3/s；历年最小流量：临涣、固镇均为零；历年平均流量：1973年至1985年临涣7.85 m3/s,固镇23.2 m3/s。自1968年12月新汴河挖成后,区内再也没有发生洪水灾害,目前地表水对煤矿开采和矿区建设没有危害。1.1.3 矿区的气候条件年平均温度：1415摄氏度，最高40.2摄氏度；最低20.6摄氏度；年平均降雨量：1260 mm，最大降雨量1420 mm；最大风速18 m/s，春季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风；冻结期一般自每年11月中旬至次年3月下旬。1.1.4 地震情况宿州处于华北平原地震带。南界大致位于新乡-蚌埠一线，北界位于燕山南侧，西界位于太行山东侧，东界位于下辽河辽东湾拗陷的西缘，向南延到天津东南，经济南东边达宿州一带。对于特别重要的工程和建筑物，可提高一度设防。1.1.5 水源电源井田内第三、第四系含水量比较丰富，可作为矿井供水水源。矿区内现有祁县电厂，装机容量1.5万kW，供本县工农业用电。矿区永久电源由宿州220 kV变电站供给。1.2井田地质特征1.2.1 井田地形及煤系地层概述本井田地处淮北平原中部，地势平坦，地面标高+17.02+22.89 m左右，一般在+21.00 m，井田西北、东北地势略比东南高。精查地质报告基本查明了井田的煤层赋存情况、构造情况、煤质以及水文地质条件。本区含煤地层为石炭二叠系，石炭系暂未作勘探对象。二叠系含煤地层为山西组、下石盒子组、上石盒子组，其总厚大于788米，共含煤1030余层，其中可采者有14层，可采煤层平均总厚15.15米。由老到新分述如下：（柱状图见附图）。（1）二叠系下统山西组（P1S）本组下界为石炭系太原组一灰之顶，其间为整合接触，上界为铝质泥岩下砂岩之底。地层厚度为100135米，平均124米。含11、（不可采）10（可采）两个煤层。其岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，下部（11煤下）以深灰-灰黑色粉砂岩为主，局部地段夹灰色细砂岩；中部（1110煤间）以粉砂岩和砂泥岩互层为主，上部（10煤以上）由砂岩、粉砂岩和泥岩组成。（2）二叠系下统下石盒子组（P1X）本组下界为铝质泥岩下分界砂岩之底，与山西组呈整合接触，上界为K3砂岩之底。地层厚度为205245米，平均234米。含4、6、7、8、9五个煤组十余层煤，可采者为60、61、62、63、71、72、81、82、9计九层。岩性由泥岩、粉砂岩、砂岩、煤层和铝质泥岩组成。砂岩多集中于639煤间和4煤上；该组底界“分界砂岩”位于铝质泥岩下1028米，平均13米左右，但该层砂岩在本区不稳定、不甚发育，常被泥岩和粉砂岩代替。铝质泥岩位于9煤层下321米，平均8米左右，岩性为浅乳灰白色，杂有紫色、绿色、黄色花斑，具鲕状结构，富含铝土，为本区煤岩层对比的良好标志层。（3）二叠系上统上石盒子组（P2S）图1-2 综合地质柱状图本组下界为K3砂岩之底，与下伏下石盒子组为整合接触，上界不清，地层厚度大于400米。含1、2、3三个煤层组，其中可采者为1、22、23、32四层。本组由粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成，下部（3煤下）由砂岩、杂色泥岩、煤层组成，砂岩为白色-灰白色，细中颗粒，底部砂岩成份单一，石英含量可高达90%以上；泥岩为灰色杂有大量紫色花斑，含分布不均的菱铁鲕粒和铝土质。中下部（32煤间）以紫色和灰色泥岩为主，砂岩层较少，常在3煤层顶板附近发育有厚层中细砂岩。中上部（21煤间）以粉砂岩和泥岩为主，间夹砂岩。上部（1煤上）以粉砂岩和砂岩为主，夹泥岩。（4）上第三系（N）：本地层属河湖相沉积中新统：本组厚度30145 m，平均厚度101 m。主要由米黄褐黄色中细砂岩、粉砂、粘土质砂及砂质粘土组成。上新统（N2）：本统厚3788 m，平均厚70 m。主要由砂质粘土夹褐黄细砂、粉砂及粘土质砂组成。（5）第四系更新统：本组厚度2248 m，平均厚度33 m。主要有粉细砂、粘土，局部为粘土。全新统：本组厚度1432 m，平均厚度21 m。上部为黄色粘土质砂为主，下部为土黄褐黄粉细砂。1.2.2 井田地质构造祁东煤矿位于淮北煤田宿县矿区宿南向斜内。宿南向斜的大地构造位置属徐淮隆起的徐宿坳陷区的南部，其主体构造表现为向斜断块形态，故宿南向斜为一由掀斜块段控制而东翼又为后期逆冲构造切割的不完整向斜，向斜轴向近南北，东翼受西寺坡逆冲断层由东向西推覆挤压影响，浅部地层倾角较大，并发育有一系列逆断层；西翼构造较为简单，地层倾角较平缓，断层稀少。1.2.3 井田水文地质（1）含水层、隔水层及其特征新生界松散层含、隔水层（组）根据其岩性组合特征及其区域水文地质剖面对比，自上而下可划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组）。第一含水层（组）：底板埋深31 m左右，含水层总厚1520 m，29-30线北东厚度可达30 m左右。上部近地表0.5m左右为褐黑色耕植土壤,埋深35 m,富含钙质结核和铁锰质结核。中、下部由土黄色粉砂、粘土质砂、细砂夹薄层粘土及砂质粘土组成，富水性中等，据孔抽水试验资料，水位高17.32 m,q=0.57l/s.m,T=70.1156 m2/d,k=2.9094 m/d,矿化度0.356 g/l,全硬度12德国度,水质为重碳酸钾钠镁钙水。第一隔水层（组）：底板埋深48 m左右，隔水层总厚814 m左右，由灰黄色及浅黄色粘土、砂质粘土组成，夹23层薄层砂和粘土质砂。可塑性较好，塑性指数为15.621.00,分布稳定，隔水性较好。本组在局部粘土变薄地段，具有弱透水性，构成一含与二含之间的越流水文地质条件。第二含水层（组）：底板埋深88 m左右，含水层总厚1025 m左右，厚度变化大，由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂组成，含水层中夹粘土层一般35层，组成一复合含水组，以河间阶地沉积物为主，砂层不发育，多呈薄层状，富水性弱，而河漫滩沉积地带砂层较发育，富水性中等。第二隔水层（组）：底板埋深111 m左右,隔水层总厚1016 m，由棕黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土组成，夹23层透镜状砂及粘土质砂，可塑性好，塑性指数16.927.6，分布稳定，隔水性好。本组局部厚度小于10 m，含钙质结核的砂质粘土具有透水性，构成二含与三含之间的越流水文地质条件。第三含水层（组）：底板埋深199 m左右，含水层总厚5570 m，在26-27线之间含水层总厚可达90 m左右。全层厚度大，分布稳定，水平性强，在埋深145170 m左右有12层1020 m左右的厚粘土层把含水层（组）分为上、下两部分。上部：由浅红色、灰白色中、细砂和粘土质砂组成，砂层中含泥质少，夹34层粘土，含水层厚3040 m左右，分布稳定，局部在埋深120140 m左右，有12层薄层中细砂岩（盘），偶见有溶蚀现象，据水3和26-2711孔抽水试验资料，水位标高19.4019.79 m,q=0.780.87 l/s.m,T=233.497257.1955 m2/d,k=6.41396.768 m/d,矿化度0.6620.776 g/l,全硬度16.4221.04德国度,水质为重碳酸钾钠镁水和重碳酸硫酸钾钠镁水,富水性中等。下部：由灰黄色、灰绿色细砂、粉砂及粘土质砂组成，砂层中含泥质较多，夹23层粘土，含水层厚2530 m左右，分布稳定。据水2孔抽水试验资料，水位标高19.22 m,q=0.14l/s.m T=143.566 m2/d,k=4.587 m/d,矿化度1.113 g/l,全硬度31.44德国度,水质为硫酸重碳酸钾钠镁钙水。从抽水试验恢复水位资料来看，富水性较上部弱。 第三隔水层（组）：底板埋深在332 m左右，隔水层总厚80100 m左右，最薄处在小张家潜山顶，厚度亦有31.90 m。由灰绿色、棕黄色粘土组成，夹多层薄层粘土质砂和粉细砂，质纯细腻，塑性指数16.935.9,可塑性强，有膨胀性，局部地段在埋深220245 m,有12层透镜状含泥质较多的粉砂、粘土质砂,且具有清晰的水平层理,中上部含铁锰质结核,下部含钙质团块,底部含较多钙质结核和铁锰质结核。本组分布稳定，水平稳定性强，在古潜山地带直接与基岩接触，隔水性良好，是矿内重要隔水层（组），它阻隔了地表水、一含、二含、三含的地下水与四含和煤系地层的水力联系。第四含水层（组）：直接与煤系地层接触，两极厚度059.10 m,平均厚度3540 m,由于受古地貌形态的制约,矿内中部偏西为一近南北向谷口冲洪积扇,其东西两侧为残坡积漫滩沉积,第四含水层组主要分布在此范围内,在古潜山附近和29-30线以东无四含分布,属四含缺失区。谷口冲洪积扇由砾石、砂砾、粘土砾石、砂、粘土质砂组成，夹多层薄层粘土或砂质粘土。含水层总厚3550 m，钻探揭露有补295、补296、25-269、2614、26-2718、构4和2715孔漏水。据24-258、补302、补303、补306、和26-275孔抽水试验资料：水位标高19.0021.75 m，q=0.0340.219 l/s.m，T=107.68161.8 m2/d，k=0.1143.282 m/d，富水性中等，矿化度1.4581.582 g/l，全硬度31.5244.15德国度，水质为硫酸氯化钾钠钙镁水。残坡积漫滩沉积的富水性较谷口冲洪积扇弱，钻探揭露时未发现漏水，据291孔抽水试验资料，水位标高20.71 m，q=0.100 l/s.m，k=0.855 m/d，矿化度1.418 g/l,全硬度27.96德国度，水质为硫酸重碳酸钾钠水。残坡积漫滩沉积与风化剥蚀区的分界线为四含的隔水边界。二迭系主要可采煤层（组）间含、隔水层（段）煤系地层砂岩裂隙不发育，即使局部地段裂隙稍发育，但亦具有不均一性，其富水性弱，不能明显划分含、隔水层（段）的界线，仅根据煤系地层岩性组合特征和主要可采煤层（组）的赋存条件，划分如下含、隔水层（段）。12煤（组）隔水层（段）：顶界与第三系呈角度不整合接触，风化带深度1530 m左右。由泥岩、粉砂岩和砂岩组成，以泥岩、粉砂岩为主。隔水层总厚92.50134.00 m,平均厚度115 m，裂隙不发育，在钻探揭露时未发现漏水，本次在检1和检2孔的抽水试验资料，也表明富水性弱，隔水性良好。3煤（组）上、下砂岩裂隙含水层（段）：主采煤层32煤的直接顶、底板一般为泥岩。煤下35 m左右有浅灰色细中粒砂岩（K3砂岩）分布，厚度020 m左右，变化较大，本段含水层总厚9.535.5 m,平均25 m,裂隙较发育，钻孔揭露有补284，24-2510和补308孔漏水。据25-267和2712两孔抽水试验资料，水位标高15.2218.27 m，q=8.510-44.710-3 l/s.m，T=1.2087m2/d，k=0.0020.0508m/d，矿化度0.8010.817g/l，水质为重碳酸氯化钾钠水和重碳酸硫酸氯化钾钠水。从抽水试验的涌水量、水位降深、水质及恢复水位资料分析，本含水层（段）地下水补给条件极差，地下水以储存量为主，水量具有衰减疏干趋势。46煤（组）隔水层（段）：主要由泥岩及粉砂岩组成，夹24层砂岩。隔水层总厚50134m，平均厚91m，岩芯致密完整，裂隙不发育，钻探揭露时未发现漏水，隔水性良好。79煤（组）间砂岩裂隙含水层（段）;以中细粒砂岩为主，主采煤层71、82和9煤的直接顶底板多为砂岩，其中82煤在26线与27线之间有岩浆岩为其直接顶底板，9煤在26线以东其直接顶底板多数为岩浆岩，含水层总厚1158m，平均厚度36m。裂隙较发育，但具不均一性，差异较大，富水性弱，钻探揭露时补285、2412、补293、补296、补306和303孔漏水，未发现岩浆岩漏水，据304、补3011和27-282三孔抽水试验：水位标高18.7819.00 m，q=0.00440.023 l/s.m，T=1.637.51 m2/d，k=0.0480.3362 m/d，矿化度1.0851.525 g/l，水质为硫酸重碳酸钾钠水和硫酸重碳酸钾钠水。铝质泥岩隔水层(段):以泥岩、铝质泥岩、粉砂岩为主，隔水层总厚8.535.00 m,平均厚度18 m左右,全区稳定,标志明显,岩芯致密完整，隔水性良好。10煤（组）上、下砂岩裂隙含水层（段）:10煤（组）上为中细粒砂岩，岩性疏松，而煤（组）下为砂泥岩互层和细砂岩。含水层厚度变化较大，总厚338 m，平均17 m。裂隙不发育，富水性弱，钻探揭露时仅补281和325孔漏水。11煤（组）至太原组一灰隔水层（段）:以海相沉积的泥岩或粉砂岩为主，隔水层总厚20.545 m,平均厚度31 m.。全区稳定，隔水性良好。局部地段由于受断层影响，导致隔水层变薄或使10煤与太原组石灰岩接触，使其起不到隔水作用时，很可能发生底鼓或断层导水。太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段）矿井内有26-276孔完整揭露了太原组，25-262孔于太原组五灰终孔。全组厚194 m，含石灰岩10层，总厚约80 m左右，占全组厚度的40%左右，区域和本井田石灰岩的主要富水地段都在浅部潜伏露头带，浅部岩溶裂隙发育，向深部减弱。由于岩溶裂隙发育不均一性，其富水性差异明显。14层石灰岩厚度31.4533.60 m,岩溶裂隙发育,富水性强,钻探揭露有25-262、26-276和2711三孔漏水。据25-262孔抽水试验资料：水位标高19.60 m，q=0.183 l/s.m，T=114.99 m2/d，k=3.4223 /d，矿化度1.578 g/l，全硬度44.88德国度，水质为硫酸氯化钾钠钙水。据2000年10月12月所施工ST1太原组14层灰岩长观孔抽水试验资料：水位标高为10.005 m,q=0.02742 l/s.m,k=0.10614 m/d,矿化度1.486 g/l,水质为重碳酸氯化物硫酸钾钠水。据ST1太原组14层灰岩长观孔今年29月水位观测情况分析（表1-1）,目前水位标高为7.65 m,平均月降幅为0.20 m,ST1孔抽水表1-1 ST1孔2001年水位观测统计表 月份23456789水位9.609.599.469.279.258.718.207.65试验资料与精查时期的25-262孔(1985年4月施工)除在水位上差别较大外,其它基本上变化不大,分析主要原因可能为邻近祁南和桃园两矿通过几年的井下排水所导致,桃园矿95-1观测孔,观测层位也是太原组14灰,1995年移交时水位标高为20.03 m,2000年3月为9.20 m,水位平均年降幅为2.4 m。是由于矿井排水，造成煤系水位不断下降，而导致太灰水位也不断下降，同时也说明太灰水是煤系水的补给水源。第一层石灰岩顶板距10煤层59 m左右，在正常情况下石灰岩岩溶裂隙水对10煤开采无影响。奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）在26-276孔揭露10.33 m,岩性为浅灰灰白色,含紫色及肉红色斑点,致密性硬,局部含白色云质。据区域资料，该层段石灰岩岩溶裂隙发育，富水性强。据临涣矿6孔和童亭背斜水源孔抽水试验资料：q=0.1311.29 l/s.m,k=1.0717.92 m/d。另据任楼矿突水资料，1996年3月4日，由于导水陷落柱导通含水丰富的奥灰含水层，致使7222工作面发生特大突水灾害，一般涌水量为11854 m3/h,高峰流量达34570m3/h，使年产百万吨矿井停产半年多，由此可见，奥灰富水性极不均一，差异很大，一般情况下浅部露头带含水较丰富，但在正常情况下，该含水层远离主采煤层，一般对矿坑无直接充水影响。（2）矿井涌水量矿井正常涌水量为437.06 m3/h（预算390.9 m3/h），本次设计取440 m3/h;最大涌水量为2106.10 m3/h（预算581.4 m3/h），本次设计取586 m3/h。（3）井田水文地质类型本井田主要开采下石盒子组三煤组和山西组二2煤层。三煤组以岩层裂隙水为主，水文地质条件简单；二2 煤以底板岩溶裂隙水为主，水文地质条件中等。1.3 井田煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件及围岩性质走向近东西，倾向南北，南高北低，倾角1015度左右。基岩风化带：15.717.9 m强风化带厚：6.789.08 m煤层的露头深度：32煤层的露头直接位于谷口冲洪积扇区粗粒相范围内。各主要可采煤层具体埋藏特性如下：（1）61煤层：位于60煤层下11米左右，煤厚5.415.81米,平均5.60米。煤层结构简单，少有夹矸，为较稳定的可采煤层。其顶底板岩性以泥岩为主，局部为粉砂岩或砂岩。（2）63煤层：位于62煤层下6米左右，煤厚02.19米,平均0.97米。煤层结构简单，为较稳定的可采煤层。其顶底板岩性以泥岩为多，细砂岩和粉砂岩皆为零星分布。（3）71煤层：位于63煤层下30米左右，煤厚04.31米,平均1.75米。煤层结构一般以一层泥岩夹矸为多，在71和72煤层合并区内，可有23层夹矸。属复杂结构煤层。为较稳定主要可采煤层。煤层顶板岩性在25-26线以西以砂岩为主，粉砂岩次之；25-26线以东以泥岩为主，零星分布砂岩和粉砂岩。煤层底板岩性以泥岩为主，零星分布粉砂岩和细砂岩。（4）72煤层：位于71煤层下0.8312米左右,平均约5米。煤层厚度02.97米,平均0.36米；27线以西局部可采，27线以东多合并于71煤层。煤层结构简单，仅少数点具12层泥岩夹矸。属不稳定的局部可采煤层。当71和72煤层间距稍大时，72煤层顶板常为砂岩，间距较小时，常为泥岩，东部合并区内，72煤层顶板为泥岩；底板以泥岩为主，少数为粉砂岩或细砂岩。（5）82煤层：位于81煤层下7-18米，平均11米左右，煤厚03.83米,平均1.65米。煤层结构复杂，普遍具一层泥岩夹矸。属较稳定的主采煤层。煤层顶板岩性大部分为砂岩，粉砂岩和泥岩则为零星分布，底板岩性主要为粉砂岩，次为泥岩或砂泥岩互层。（6）9煤层：位于82煤层下1021米，平均15米左右。煤厚05.78米，平均2.65米。煤层结构简单，部分因岩浆岩侵入致使结构复杂。属较稳定的主采煤层。煤层顶板多为砂岩，其次为粉砂岩或泥岩。底板主要为泥岩，少量为粉砂岩或细砂岩。上述各煤层顶底板的稳定性以原煤炭科学院牛锡绰提出的分类方案为依据认为：砂岩属中等稳定型，粉砂岩属不稳定-中等稳定型，泥岩属不稳定型。具体可采煤层间距情况见表1-2。表1-2 各可采煤层层间距情况一览表煤 层61637172829层间距(m)极小极大值平均值14.9820.6719.0719.5531.2922.007.623.3722.7333.4226.827.6516.2611.281.3.2 煤层特征（1）煤质61煤层为中灰、特低硫、特低磷、中高挥发分、中热值，强-特强粘结性的肥煤和1/3焦煤。63、71、72煤层为中灰、特低硫，特低磷、中高挥发份、中热值、强-特强粘结性的1/3焦煤和肥煤（其中72煤层仅为1/3焦煤）。82煤层为低中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、强-特强粘结性的1/3焦煤和肥煤，其中有少量无烟煤。9煤层为中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、强特强粘结性的肥煤和1/3焦煤，并有少量无烟煤。（2）瓦斯、煤尘及自燃瓦斯：本井田可采煤层的瓦斯成分最高达98.71%，瓦斯含量最大达25.52ml/g燃。预计一水平瓦斯涌出量为15.34m3/t, 总体看来瓦斯涌出量浅部低于深部，南部低于北部，本矿井属于煤与瓦斯突出矿井。煤尘：除无烟煤与天然焦以外，煤尘均具有爆炸危险。自燃：本井田各煤层自燃倾向等级为三类不易自燃。2 井田境界与储量2.1 井田境界2.1.1 井田境界划分的原则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。2.1.2 井田境界根据以上划分原则以及淮北煤田宿县矿区的整体规划以及祁东煤矿的实际情况，四周边界为：南：上石炭系第一层灰岩的隐伏露头；东：33勘探线；北：-900 m底板等高线的地面垂直投影；西：祁南矿接壤；矿井设计生产能力为1.8 Mt/a，根据以上标准和开采技术水平确定井田东西走向长度约为4.288.71 km，平均为7.5 km，南北倾向宽约2.853.18 km，平均为3.02 km。煤层倾角一般为917，浅部与深部的倾斜角大致相同，平均倾角为13。水平面积为22.65 km2，倾斜面积为23.25 km2。井田赋存状况示意图如图2-1所示。图2-1 井田赋存状况示意图2.2 矿井工业储量计算2.2.1 井田勘探类型精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。2.2.2 矿井工业储量的计算及储量等级的圈定本矿井设计中只对61煤层进行开采设计，煤层倾角平均=13，61煤层平均容重1.41 t/m3。边界煤层露头线为-350 m，-900 m以下的煤炭储量目前尚未探明，作为矿井的远景储量。矿井工业储量：由于煤层产状、厚度、煤质比较稳定，本次储量计算采用地质块段法，即以块段面积乘以块段平均煤厚和煤层视密度，即得该块段的储量。根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C、D四个块段，祁东煤矿储量计算块段划分如图2.2所示，在各块段范围内，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。图2-2 块段划分示意图A块段水平面积为5.955 km2，倾角为12，平均厚度5.8 m；B块段水平面积为5.515 km2，倾角为12，平均厚度5.6 m；C块段水平面积为8.674 km2，倾角为13，平均厚度5.8 m；D块段水平面积为3.138 km2，倾角为14，平均厚度5.6 m。矿井工业储量利用下式计算： (2-1)式中:m 各块段煤层平均厚度，m；r 煤层容重，1.41 t/m3；S 各块段水平面积，km2； 各块段煤层的倾角；把各块段的数值带入式2-1得：ZA=5.81.415.955/cos12=49.79 MtZB=5.61.415.515/cos12=44.52 MtZC=5.81.418.674/cos14=73.11 MtZD=5.81.413.138/cos14=25.54 Mt则矿井工业储量：Z=ZA+ZB+ZC+ZD=192.95 Mt2.3 矿井可采储量2.3.1 计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失 （1）工业广场保护煤柱；（2）井田边界煤柱损失；（3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；（4）建筑物、河流、铁路等压煤损失；（5）其它各种损失。2.3.2 煤柱损失计算（1）工广煤柱工业广场的占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-1。表2-1 工业广场占地面积指标表井型/Mta-1占地面积指标/ha0.1Mt-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8本矿井设计年生产能力为1.8 Mt/a，按上表，占地面积指标应取1.2，占地面积为181.221.6104 m2。但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势，再加上本井田煤层埋藏较深，若取工广煤柱较大会造成大量的工广压煤，所以本设计取0.70的系数，则工业广场的面积约为15.12104 km2。故设计工业广场的尺寸为300500 m2的长方形，面积为：15104 m2。工业广场位置处的煤层的平均倾角为12，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向中央偏于煤层中上部，该处表土层厚度约为345 m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井级保护，建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程第14条和第17条规定，级保护需要留设15 m宽的围护带。本矿的地质条件及松散层和基岩层移动角见表2-2：表2-2 矿井地质条件及松散层和基岩层移动角广场中心煤层深度煤 层 倾 角煤层厚度松散层厚度松散层移动角走向移动角下山移动角上山移动角mmm-600125.634545757568由此根据上述已知条件，画出如图2-3所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：图2-3 工业广场保护煤柱S梯形=1/2(上宽+下宽) 高=1/2(1310.991452.06) 1204.63=1664226.46 m2 则工业广场压煤为：P1SMr/cos (2-2)1664226.465.61.41/ cos121343.43万t=13.43 Mt（2）井田边界煤柱按照煤矿安全规程的有关要求，井田边界内侧暂留20 m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。 （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，20 m；L井田边界长度（因风化带一侧边界煤柱位于防水煤柱中，不作计算），m煤层厚度，5.6 m；r煤层容重，1.41 t/m3；代入数据得：P2=2013748.31685.61.41=2.17 Mt（3）断层煤柱井田61煤层现已查明主要断层F1，F1断层可靠且可控制，故其两侧各留20 m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：Pf=LF12m20 （2-4）式中：Pf煤柱损失，t；LF1断层长度，m；m 煤层厚度，m；煤层容重，t/m3。已知=1.41 t/m3 ，m=5.6 m，断层长度为7172.281 m，代入（2-4）可得：P3 =7172.28125.61.412010=2.26 Mt（4）风井煤柱按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000版）中参数计算，取东西风井工业场地为100 m100 m，因其保护煤柱处于防水保护煤柱中，因而只需计算防水煤柱压煤量即可。风井保护煤柱即为0。（5）防水煤柱按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中近水体采煤的安全煤岩柱设计方法，再根据本矿井实际情况，留取100m作为防水煤柱确定煤层开采上限距风化带垂高25 m，图上测量得知风化带长度为9461.0509 m，计算得防水煤柱损失为7.47 Mt。（6）大巷煤柱取大巷保护煤柱的宽度为20 m计算可得大巷保护煤柱总量为：3.0 Mt。综上，矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-3。表2-3 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt工广煤柱13.43井田边界煤柱2.17断层煤柱2.26风井煤柱0防水煤柱7.47大巷煤柱3.0合计28.332.3.3 矿井的可采储量井田的可采储量Z按下式计算：Z=(QP) C (2-5)式中：Q矿井工业储量，192.95 Mt； P各种永久煤柱的储量之和，28.33 Mt； C采区回采率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85；设计开采的61煤层属厚煤层，采区回采率取为0.80。则计算可采储量为：Z=(QP) C=（192.9528.33）0.8=131.70 Mt由此可得本矿井的可采储量为131.70 Mt。3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范的规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算。“四六制”作业（三班生产一班准备检修）每天三班出煤，净提升时间为16h。3.2 矿井设计生产能力服务年限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 矿井设计生产能力本井田储量丰富，设计开采煤层赋存稳定，煤层厚度大部分比较稳定，属厚煤层(5.6 m)，为缓倾斜煤层（倾角13）。矿井总的工业储量为192.95 Mt，可采储量为131.70 Mt。因地质构造简单，同时煤田范围较大，开采技术好的矿井应建设大型矿井，故本设计初步确定矿井的设计生产能力为1.8 Mt。3.2.3 井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，各辅助生产环节的能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第四章（矿井开拓）与第六章（采煤方法）的设计可知，该矿由于煤层地质条件较好，井田内61煤平均厚度5.6 m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个大采高工作面保产。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对12 t底卸式提升箕斗，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤一律用强力胶带输送机运到带区（采区）煤仓，运输能力也很大，自动化程度较高。辅助运输采用双层罐笼，大巷辅助运输采用胶带运输，同时本矿井井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石，材料和人员的调动要求。所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核矿井采用两翼对角式通风系统，抽出式通风方式，东西两翼各布置一个回风井，可以满足通风要求。（4）储量条件校核根据煤炭工业矿井设计规范第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3.1。表3.1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力万t/a矿井设计服务年限a第一开采水平服务年限煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定由上表可知：煤层倾角低于25，矿井设计生产能力为1.22.4 Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50 a，第一开采水平设计服务年限不宜小于25 a。矿井服务年限的计算：T=Z/(AK) (3-1)式中：T矿井设计服务年限，年； Z矿井可采储量，131.70 Mt； A矿井设计生产能力，1.8 Mt /a； K储量备用系数，取1.3；由3-1式得：T=131.70/(1.81.3)= 56.28 a；因此，本矿井的开采年限符合规范的要求。本设计中第一水平倾斜范围为-350m-650 m，储量约7184 Wt，由3-1式计算得第一水平服务年限为30.70 a。因此，第一水平服务年限符合规范的要求。综上，本矿井的服务年限以及第一水平的服务年限的设计服务年限符合规定。4 井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。4.1 井田开拓的基本问题4.1.1 影响井田开拓的主要因素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。井田开拓具体有下列几个问题需要确定：（1）确定井筒的形式、数目和配合，合理选择井筒及工业广场的位置；（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、深部开拓和技术改造；（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度，从而影响矿井经济效益。因此，在确定开拓方式是要遵循以下原则：（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）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的状态。（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。（6）根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.2 井筒形式、位置、数目的确定（1）井硐形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井，各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4-1。表4-1 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。祁东矿为深井开采，且为煤与瓦斯突出矿井，煤层倾角平均13，为缓倾斜煤层，主采煤层61煤埋深平均-350-900 m，表土层厚约345 m，综上适合采用立井施工，井筒需采用特殊施工方法表土段采用冻结法施工，基岩段采用地面预注浆施工。（2）主、副井井筒位置的选择本设计在选择井口位置时主要依据以下原则：工业场地应尽量靠近地质构造简单、块段完整且储量丰富的块段，以利于首采盘区位置选择和首采工作面布置，并尽量减少初期工程量，减少投资，缩短建井工期；工业场地尽量避开村庄、道路、沟渠等；井筒、井底车场尽量避开断层、陷落柱等构造带；井底车场巷道特别是主要硐室的岩性要好；场地尽量少压煤，特别是少压开采条件较好的煤；井位的确定兼顾分区划分的合理性；工业场地尽量布置在开阔地带，并尽量靠近已有的公路及铁路，尽量减少铁路、公路、供电线路的长度，以降低工程造价；井田两翼储量基本平衡。基于上述原则，结合本矿井实际地质资料，本设计将主井井口定于补3111钻孔南120 m处。该处表土层厚度约345 m，地面平坦、无村庄，有沟渠，地面原始标高+21 m。该方案的主要优点如下：工业场地位于井田中央及储量中心，便于两翼均衡开采;工业场地所在地无村庄，不需拆迁，可降低投资、缩短建井工期;工业场地两侧首采块段勘探程度高，煤层赋存条件较好;矿井两翼边界均有安全出口，抗灾能力强;矿井后期最长通风线路较短。（3）风井位置的选择本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，采用采区式开采。由于井田走向较长，所以只有一个技术、经济上可行的方案：两翼对角式通风。故在设计中采用两翼对角式通风，因表土层较厚，共设计两个风井：西风井服务第一、二水平的西翼，西翼下一水平的通风通过回风斜巷与西风井相连。东风井服务第一、二水平的东翼，东翼下一水平的通风通过一段回风平巷与东风井相连。风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。东、西翼风井均布置在井田边界之外，不留煤柱。4.1.3 工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：（1）尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；（2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；（3）尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；（4）尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积15104 m2，定为300 m500 m的矩形。4.1.4 开采水平的确定本矿井煤层露头标高为-350 m，煤层埋藏最深处达-900 m，垂直高度达550 m，因此必须采用多水平开采，根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350 m，根据本矿井的实际条件，结合阶段斜长考虑，决定煤层的阶段垂高选为200 m左右。本井田可划分两个和三个水平。由于太原组灰岩水压较大，且水量丰富，需用暗斜井延伸；或者井筒位置打在煤层的靠下部位。4.1.5 井底车场和运输大巷的布置（1）运输大巷的布置61煤层平均厚度为5.6 m，赋存稳定，底板起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度较大。考虑到本矿井为煤与瓦斯突出矿井，且服务年限较长，巷道埋深较深，地压大，为便于巷道后期维护，故矿井轨道大巷和运输大巷布置在61煤层底板岩层中，大巷间距30 m。布置一条轨道大巷和一条运输大巷，各条大巷位于井田中央，沿走向布置。（2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或者煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的中细砂岩。后者相对于前者维护费用较低，但对于不同的开拓方案还需进行技术与经济比较，以选择最优方案。4.1.6 矿井开拓延伸及深部开拓方案本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：双立井延伸；双暗斜井延伸。双立井延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，受奥灰水的限制，致使井筒需打在煤层较深处，增大井筒的保护煤柱量。同时，该方法使原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，原有井筒的位置，水平的划分，上山或下山开采的确定都不受奥灰水的影响。暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.7 开采顺序本井田开采顺序为先采第一水平，再采第二水平上下山；采区内回采顺序：采用后退式，即由采区边界向采区上山推进。4.1.8 方案比较根据以上分析，提出以下四种方案，如图4-1所示方案一：两水平开采，立井井筒位于-650 m煤层底板处，双暗斜井延伸至第二水平，一、二水平均上山开采，岩层大巷。方案二：两水平开采，立井井筒位于-650 m煤层处，立井延伸至第二水平，一、二水平均上山开采，岩层大巷。方案三：三水平开采，井筒位于-600 m水平煤层处，双暗斜井延伸至二、三水平立井，岩层大巷。方案四：三水平开采，井筒位于-600 m水平煤层处，立井直接延伸至二水平，二水平至三水平采用暗斜井延伸，岩层大巷方案一：立井两水平加暗斜井延深方案二：立井两水平直接延深方案三：立井三水平暗斜井延深方案四：立井三水平先立井再暗斜井延深图4-1 开拓方案的比较（1）技术比较方案一与方案二同为两水平开采，区别在于二水平延伸方式。由于煤层下方200m左右有奥灰水存在，所以井筒位置有变化。两方案生产系统都比较简单可靠，相同的大巷开凿和大巷运输费用没有比较。方案三与方案四的区别也仅在延伸方式和井筒位置。对前四个方案费用粗略估算如表所示：表4-2 方案一粗略比较项 目方案一粗略经济费用数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段34.5214763740.931024.72基岩段32.687051283.79副井开凿表土段34.5287475991.791379.20基岩段32.6118837387.41主暗斜开凿岩巷116.748171562.16562.56副暗斜井岩巷116.748171562.56562.56井底车场岩巷22041874921.23921.23石门开凿岩巷01055200小计4449.46生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元暗斜井提升1.259861.1670.423520.77立井提升1.2131700.6711.616967.17项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水586876056.280.411556.22项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元石门运输1.21317000.40小计32044.17合计36493.63百分比100%表4-3 方案二的粗略比较项目数量/10m基建费用主立井开凿表土段34.5214763740.931024.72基岩段32.687051283.79副立井开凿表土段34.5287475991.791379.20基岩段32.6118837387.41主立井开凿岩巷25.087051217.63217.63副立井开凿岩巷25.0118837297.10297.10井底车场岩巷22041874921.23921.23石门开凿岩巷118.810552125.36125.36项目系数生产费用立井提升1.2煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元暗立井提升1.2131700.6711.616967.17项目涌水量/m3h-159860.251.62873.28排水586时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元项目系数876056.280.411556.22石门运输1.2煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元39221.5871840.7760.42675.90合计/万元107%表4-4方案三粗略经济比较项 目方案三粗略经济费用数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段34.5214763740.93981.19基岩段27.687051240.26副井开凿表土段34.5287475991.791319.78基岩段27.6118837327.99主暗斜井岩巷137.348171661.39661.39副暗斜井岩巷137.348171661.39661.39井底车场岩巷330418741381.841381.84石门开凿岩巷26.31055227.7527.75小计5033.34生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.2131700.6211.615702.85暗斜井提升1.232330.6180.421006.991.239511.3730.422734.06项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水586876056.280.411556.22项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元石门运输1.2131700.2620.41662.58小计32662.70合计37696.05百分比100%表4-5 方案四粗略经济比较项目方案四粗略经济费用数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主立井开凿表土段34.5 214763740.93981.19基岩段27.687051240.26副立井开凿表土段34.5287475991.791319.78基岩段27.6118837327.99主暗立井岩巷13.587051117.52117.52副暗立井岩巷13.511837160.43160.43主暗斜井岩巷81.448171392.11392.11副暗斜井岩巷81.448171392.11392.11井底车场岩巷330418741381.841381.84石门开凿岩巷63.31055266.7966.79小计4811.78生产费用项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.259860.6211.67137.221.271840.7561.610427.72暗斜井提升1.239510.8140.421620.92项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水586876056.280.410556.22项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元石门运输1.259860.2620.4752.801.271840.3710.41279.3小计32774.21合计37785.99百分比100.2%余下的一、三方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。两方案还需要通过具体的经济比较，才能确定其优劣。（2）开拓方案经济比较第一、第三方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：表4-6 基建工程量项目方案 1方案 3初期主井井筒/m表土段345345基岩段326+20276+20副井井筒/m表土段345345基岩段326+5276+5井底车场/m11001100主石门/m0263运输大巷/m19501950后期主井井筒/m00副井井筒/m00主暗斜井/m11671373副暗斜井/m11671373运输大巷/m58509750井底车场/m11001100+1100主石门/m00表4-7 基建费用表方案1方案 3工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元初期主井井筒表土段34521476.3740.9334521476.3740.93基岩段3468705.1301.202968705.1257.67副井井筒表土段34528747.5991.7934528747.5991.79基岩段33111883.7393.3528.111883.7333.93井底车场11004187.4460.6111004187.4460.61主石门01055.202631055.227.75运输大巷19501055.2205.7619501055.2205.76小计/万元3093.653018.45后期主井井筒08705.1008705.1 0副井井筒011883.70011883.70主暗斜井井筒11674817.1562.1613734817.1661.39副暗斜井井筒11674817.1562.1613734817.1661.39井底车场11004187.4460.6122004187.4921.23主石门01055.2001055.20运输大巷58501055.2617.2997501055.21028.82小计/万元22002.223272.82共计/万元5295.866291.284-8 生产经营工程量项 目方 案 1方 案 3运 输 提 升/万tkm工 程 量工 程 量主井提升1.20.67113170=10604.481.20.62113170=9814.28一水平石门运输01.20.2635986=1889.18一水平大巷运输1.21.957184=16810.561.21.955986=14007.24二水平暗斜井运输1.21.1675986=8382.791.20.6187184=5327.65二水平石门运输00二水平大巷运输1.21.955986=14007.241.21.953233=7565.22三水平暗斜井运输01.20.7553951=3579.61三水平石门运输00三水平大巷运输01.21.953951=9245.34排水/万m35862436556.2810-4=28890.555862436556.2810-4=28890.55表4-9 生产经营费用项目方 案 1方 案 3运输提升工程量/m单价/元m1费用/万元工程量/m单价/元m1费用/万元主井提升10604.481.616967.179814.281.615702.85一水平石门运输00.401889.180.4755.67一水平大巷运输16810.560.46724.2214007.240.45602.90二水平暗斜井运输8382.790.423520.775327.650.422237.62二水平石门运输00.4000.40二水平大巷运输14007.240.45602.907565.220.43026.09三水平暗斜井运输0003579.610.421503.44三水平石门运输00000.40三水平大巷运输0009245.340.43698.14小 计32815.0732526.70排 水28890.550.411556.2228890.550.411556.22总 计44371.2944082.92表4-10 费用汇总表方案方案1方案3项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期基建费3093.65103%3018.45100%后期基建费2202.22100%3272.82148%生产经营费44371.29101%44082.92100%总费用49667.15100%50374.19104%由表4-7可知，虽然方案3的前期基建费用低，但后期基建费用要比方案1高出48%。而且本矿井采用两翼对角式通风，方案3后期通风线路布置较复杂，很难满足高瓦斯矿井的通风需要，相对而言方案1通风线路较简单，适于本矿井的地质条件。因此，综合技术比较、粗略和详细的经济比较所得出的结论，可确定选择方案一，即双立井两水平暗斜井延伸开拓，东、西两翼采用全采区划分井田，通风方式采用两翼对角式通风，于东西两翼各布置一个风井，轨道大巷、运输大巷都布置在61煤层底板岩石中。4.2 矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有五个井筒，分别为主井、副井、中央风井、东翼风井和西翼风井。（1）主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井1.8 Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备16 t侧卸式箕斗两套带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径7 m，净断面积38.47 m2，基岩段毛断面积51.50 m2，表土段净断面积70.85 m2。混凝土支护，基岩段混凝土厚500 mm，表土段混凝土厚1200 mm。两侧钢丝绳罐道；每天提升16小时。井筒断面布置如图4-2所示。（2）副井位于井田中央工业场地之中，与主井相距约70 m，担负全矿的材料、人员、设备、矸石的提升和兼做进风井。装备一对多绳1.5 t矿车双层四车宽罐笼；安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有三趟输水、排水管路（另预设一趟位置）和两趟主干动力、信号通讯电缆。直径8 m，净断面积50.24 m2，基岩段毛断面积65.01 m2，表土段毛断面积86.55 m2。井筒混凝土支护，基岩段混凝土厚500 mm，表土段混凝土厚1200 mm。井筒断面布置如图4-3所示。（3）风井本矿井有三个风井：中央风井、东翼风井和西翼风井。中央风井位于井田中部，东、西翼风井分别位于井田上部边界的东侧和西侧。直径6.5 m，净断面积33.17 m2，基岩段毛断面积44.16 m2，表土段毛断面积63.59 m2。井筒混凝土支护，基岩段混凝土厚450 mm，表土段混凝土厚1200 mm。井筒内设有封闭式玻璃钢梯子间和洒水管、瓦斯抽采管各一趟。井筒断面布置如图4-4所示。4.2.2开拓巷道布置一条运输大巷和一条回风大巷均布置在煤层底板岩层中，大巷水平间距35 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5040 mm，高为4320 mm，设计掘进断面18.9 m2；轨道大巷掘进宽度为5040 mm，高为4320 mm，设计掘进断面18.9 m2。运输大巷和轨道大巷断面如图4-5、4-6所示。4.2.3井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；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主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、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，经技术经济比较后确定，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。根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用刀式井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图4-7所示。（2）空重车线长度副井空重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为22个车厢，采用1.5 t固定箱式矿车，型号为MGC1.7-9，外形尺寸（长宽高）：240011501150（mm），故取调车线长度为80 m。主井空、重车线：由于采用底卸式矿车运煤，主井空重车线长度视线路布置及调车方式确定，并应能各容纳1.0列车。一列矿车为22个车厢，采用3t底卸式矿车，型号为MD3.3-9，外形尺寸（长宽高）：300015201550（mm），故取调车线长度为70 m。（3）调车方式3t底卸式矿车调车方式：设专用机车调车，右翼来车时，专用机车驶入卸载坑侧通过线，让重列车牵引通过卸载坑。专用机车进入空车线，在列车尾部挂钩，牵引空列车驶回右翼，原牵引车驶入专用机车位置，等待左翼来车；左翼来车时，重列车进入右侧重车线，专用机车尾随而入，牵引机车摘钩后，专用机车与重列车挂钩，牵引重列车过卸载坑，原牵引车尾随进入专用机车原处，等待下一个列车。1.5t固定矿车调车方式：右翼来重列车时，列车驶进副井调车线或翻车机硐室卸载后，进入左侧线路经主井调车线绕回右翼线路；左翼来车时，列车先驶进翻车机硐室再经副井车线由专用机车从尾部牵引驶回左翼，原牵引机车进入专用机车原位置等待下列车。（4）硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井运输大巷侧下段，煤仓直径为7.0 m，有效装煤高度为21 m，经计算煤仓容量为1100 t；工作面日生产能力为6000 t/d，据设计经验和规范，可知煤仓有效容量在日生产能力的0.150.25倍之间，所以煤仓的尺寸设计符合要求；煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。水仓布置在井底车场副井的南侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为468m3/h，最大涌水量为586 m3/h，所需水仓的容量为：Q0=7008=5600（m3）根据水仓的布置要求,水仓的容量为: 4-1式中 水仓容量，m3； 水仓有效断面积，10 m2；水仓长度，700 m。则：=10700=7000（m3）由上面计算得知： ，故设计水仓容量满足要求。图4-2 主井井筒断面表4-11 主井井筒特征 井 型1.8 Mt/a提升容器两套16 t箕斗带平衡锤井 筒 直 径7 m井 深670 m净 断 面 积38.47 m2井筒支护钢筋混凝土井壁表土段1200 mm基岩段500 mm基岩段毛断面积51.50 m2表土段毛断面积70.85m2图4-3 副井井筒断面表4-12 副井井筒特征 井 型1.8 Mt/a提升容器一对1.5 t矿车双层四车加宽罐笼井 筒 直 径8 m井 深650 m净 断 面 积50.24 m2井筒支护钢筋混凝土井壁表土段1200 mm基岩段500 mm基岩段毛断面积65.01 m2表土段毛断面积86.55 m2图4-4 风井井筒断面表4-13 风井井筒特征 井 型1.8Mt/a井 筒 直 径6.5m净 断 面 积33.17m2基岩段毛断面积44.16 m2表土段毛断面积63.59m2图4-5 运输大巷图4-6 轨道大巷表4-14 巷道特征 断 面/m2设计掘进尺喷射锚 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排间/mm长度/mm直径/mm16.718.950404320120树脂10080022002015.5图4-7 井底车场平面图1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-辅助运输大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-卸载站；12-煤仓5 准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用西一采区6101工作面为首采面，设计如下：5.1.1采区位置西一采区走向长平均3000 m，倾向长平均900 m。采区内划分为9个区段，区段平均长1690 m。设计首采区（西一采区）位于井田西南部。5.1.2采区煤层特征61煤层为较稳定、结构简单，煤厚5.215.81 m，均厚5.60 m，厚度变化不大。该煤层倾角在515，平均13 ；为气煤，容重为1.41 t/m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较高，一般相对瓦斯涌出量为15.34 m3/t；煤尘偶有爆炸性和自然发火危险。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况老顶：一般为浅灰色细砂岩，局部为粉砂岩及中砂岩，厚度为010 m，平均5.0 m。 直接顶：一般为深灰色泥岩，破碎，厚度不稳定1232 m，平均厚24 m，局部为浅灰色细砂岩，61煤上赋存有14层煤线，局部有粉砂岩，含鲕粒、菱铁质、植物根茎化石、碎块状,自然状态下单向抗压强度172175 kg/cm2,平均174 kg/cm2。直接底：浅灰色泥岩，泥质结构，致密、块状、含植物碎片，厚度28.3 m,平均5.7 m。自然状态下单向抗压强度216289 kg/cm2,平均253 kg/cm2。老底：一般为浅灰色中砂、细砂岩，厚度为015.88 m,平均9.1 m。综合评定该顶板类型为一类。5.1.4水文地质水系主要为泥河、小黑河、利民新河及其引出的灌溉渠，地面积水区域主要为河流和沟渠，由于泥河两岸地势低洼，雨季易积水形成内涝。水文地质条件总体较简单矿井预计正常涌水量440 m3/h；最大涌水量586 m3/h。但经详细探查知本采区的涌水量大大低于矿井预计涌水量，工作面掘进过程中仅有可能出现局部顶板滴淋水现象。5.1.5地质构造 采区内地质构造简单，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，局部变化较大，煤层倾角平均9，总体呈缓（倾）斜。经初步勘探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。表5-1 煤层顶底板岩石构造顶板顶底板名称岩石名称厚 度（m）岩石特征老 顶细砂岩0105浅灰色灰白色，主要成分为石英，以细粒结构为主，纵向裂隙发育。直接顶泥岩123224灰深灰色，含植物化石碎片，局部夹粉砂岩。伪 顶无底板直接底泥岩28.35.7深灰色，泥质结构，多见植物化石碎片，纵向裂隙发育。老 底中细砂岩015.889.1浅灰色，碎屑成分以石英主，次为长石，泥质胶结，条带状结构，纵向裂隙发育。5.1.6地表情况本井田地处淮北平原中部，地势平坦，地面标高+17.02+22.89 m左右，一般在+21.00 m，井田西北、东北地势略比东南高。矿区内的最大地表水体是浍河，它从本矿南部穿过，河水自西北流向东南。浍河属淮河支流，为季节性河流，河床蜿延曲折，宽50150 m，深35 m，两岸有人工河堤，每年79月为雨季，一般流量510 m3/s,枯水季节为每年10月至次年3月，干旱严重季节甚至断流。地面积水区域主要为河流及沟渠，由于泥河两岸地势低洼，雨季易积水形成内涝。采区对应地面有零星坐落的几个村庄，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，特殊地带运用条带开采的特殊采煤方法。5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1采区准备方式的确定采区准备方式与带区准备方式相比的优点：1）无长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较容易；2）现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产的要求；3）大巷装车点少，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一优势更加突出；4）一般不会存在着污风下行的问题。国内实践表明，采区准备方式使用最为广泛，技术研究也比较成熟。本设计矿井运输大巷布置在煤层底板岩层中，煤炭运输采用带式输送机运输。辅助轨道大巷布置也在煤层底板稳定岩层中，辅助运输采用1.5 t固定式矿车。采区准备方式存在的问题：1）巷道布置较复杂，巷道掘进和维护费用较高、投产较慢；2）运输系统较为复杂，运输费用较多；3）风流方向转折变化较多，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应增加。4）对地质条件的适应性较强。上述问题在采取措施后可以逐步得到克服。本矿井上下山倾角相差较大，上山部分不宜采用带区准备方式，为了使全矿的准备方式设计一致，使巷道布置大体一致，故全矿都采用采区准备方式。5.2.2采区巷道布置针对首采区，其参数设计如下：（1）采区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条区段平巷，一侧布置一条：一条进风兼运煤，一条回风兼辅助运输。为后期可能需要在工作面开采前预先抽放瓦斯，有利于掘进通风及安全，并结合煤层赋存情况，设计采用双巷掘进施工，两巷间留设10 m的区段煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设采空区保护煤柱。（2）区段要素首采区位于西一采区南侧；走向长1690 m，平均煤厚5.6 m，赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在150250 m之间，吨煤生产成本最低，故工作面长度取为205 m；区段平巷设计均为矩形断面，其宽为5 m，高为3.5 m。所以区段宽为：B =205+5+5+10=225（m）。（3）开采顺序首采区为西一采区，然后依次开采东二采区、西三采区和西四采区。由于西一采区双巷掘进，各区段间之间按顺序回采，首采工作面为6101工作面，然后依次开采下一个区段，具体如下：6101610261036104610561066107610861096110处理边角煤。（4）采区通风采区内各工作面采用一进一回U型通风系统。（5）采区运输采区内区段运输平巷铺设B=1200 mm的胶带输送机，运输煤炭经溜煤眼再经过运输上山胶带运输机到达采区下部煤仓，再由底卸式矿车集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；采区内辅助运输采用连续牵引车运输，材料车从井底车场出来，经轨道大巷、采区下部车场、轨道上山、采区上部车场到回采工作面的区段回风平巷，再到工作面。井田巷道布置图如图5-1所示。图5-1 井田巷道布置图5.2.3采区生产系统采区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：（1） 运煤系统煤由工作面刮板运输机区段运输平巷转载机、破碎机区段运输平巷胶带输送机溜煤眼运输上山采区煤仓运输大巷底卸式矿车井底车场煤仓主井箕斗地面。（2）辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼至井底车场，由矿车经轨道大巷，转由采区下部车场牵引车至轨道上山再经采区上部车场转运至工作面。运输路线如下：副井井底车场轨道大巷采区下部车场轨道上山采区上部车场区段回风平巷工作面。（3）通风系统西一采区6101工作面风流路线为：副井井底车场轨道大巷采区下部进风斜巷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回风上山回风石门西翼风井。通风系统风流路线如图5-2所示。图5-2 通风系统风流路线图（4）排矸系统运输大巷、轨道大巷、轨道上山和运输上山均沿煤层底板掘进，投产前开拓和准备期间产出大量矸石；矿井投产后，基本不产生矸石。产出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）供电系统供电：地面变电站副井中央变电所运输大巷运输上山区段轨道平巷工作面。（6）排水系统在工作面6101巷敷设一趟6寸管路，在其回风平巷低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台55 KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面区段运输平巷轨道上山轨道大巷副井井底水仓副井地面。5.2.4采区内巷道掘进方法采区内所有工作面回采巷道均沿底板掘进，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：采用局部通风机为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-型255 KW局部通风机，通风方式为压入式。5.2.5采区生产能力及采出率（1） 采区生产能力由于5.6 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。1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算： （5-1）式中 A0工作面采煤机生产能力，Mt/a；采煤机割煤高度，m；煤层容重，t/m3；工作面长度，m；采煤机截深，m； 工作面昼夜进刀次数，取4； 工作面割煤回采率，取0.98。已知：H1=5.6 m，=1.41 t/m3，L =205 m，=0.865 m，=4，=0.98，将各值代入公式（5-1），可得：=3305.61.412050.86540.9810-6=1.81（Mt/a）即工作面年产量A0=1.81 Mt/a。2）准备掘进和端头生产能力工作面共布置两条区段平巷：宽为5 m，高为3.5 m。计算方法如下： （5-2）式中 A1准备掘进和端头生产能力，Mt/a；B1区段运输平巷宽度，m；B2区段回风平巷宽度，m；煤层厚度，m；巷道长度，m；煤层容重，t/m3；C1综合考虑掘进和回采率，取0.80。已知：B1=5 m，B2 =5 m，m =5.6 m， T=1340 m，=1.41 t/m3，C1 =0.80，将各值代入公式（5-2），可得：A1=（5+5）5.613401.410.8010-6=0.0846（Mt/a）综上，矿井设计井型为1.8 Mt/a，采区生产能力2.03 Mt/a，能满足矿井的产量要求。（2）采区采出率采区采出率= 100% （5-3）采区工业储量由下式计算：Q=SMR10-6 （5-4）式中： Q采区工业储量，万t；S采区面积，391160.6945 m2；M煤层厚度，5.6 m；R煤的容重，1.41 t/m3。则： Q=3911605.61.4110-6 =3.09 Mt采区采出率= 100% （5-5）实际出煤量 式中 L工作面倾斜长度；205 m。 Li工作面的走向长度；1690 m。 M煤层厚度，5.6 m。R容重，1.41 t/m3。C1工作面采出率，0.84。K1掘进出煤率，1.1。实际出煤量=20516905.61.410.841.1 =2.53Mt由于本采区内还要布置普通机械化采煤工作面，并且还要回收煤柱，实际的采出率要高出一些，现乘以一个系数K2=1.1。实际出煤率=2.53/3.091.1100%=90.1%90.1%75%，根据煤炭工业设计规范规定：采（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。设计首采区采出率为90.1%，符合煤炭工业设计规范规定。5.3采区车场选型设计5.3.1 采区上部车场选型 采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷或阶段回风巷之间的一组联络巷道的硐室。本采区选用的采区上部车场为逆向平车场，轨道上山的绞车房布置在区段回风平巷水平的煤层底板岩层中。该车场的优点是不会跑车，操作安全，缺点是调车时间长，通过能力小，但是可以满足本矿井的正常生产需要。另外由于本采区回风石门与煤层区段回风平巷相联系，故采用逆向平车场。上部车场如图5-3所示。图5-3 采区上部车场5.3.2 采区中部车场选型采区中部车场是联系上山和中部区段平巷的一组巷道，采区中部车场一般为甩车场，根据采区巷道的布置，区段划分不同，采区可以布置一个或几个中部车场，按甩入地点不同，可分为平巷式、石门式、绕道式三种。本采区采用的是石门式中部车场，由轨道上山提升矿车上来，通过甩车道甩入中部石门中，再进到区段轨道平巷，而各区段运输平巷的煤经区段溜煤眼，下溜入运煤上山中。中部车场如图5-4所示。图5-4 采区中部车场5.3.3 采区下部车场选型采区下部车场是采区上山与大巷相连接的一组巷道和硐室的总称。大巷采用矿车运煤时，采区下部车场由装车站线路和辅助运输下部车场线路组成。装车站是煤炭从采区上山到运输大巷的转运站，由空、重车存车线和装车点等构成。根据装车站地点不同，采区下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式。无论何种形式，都应有足够的通过能力。本采区采用大巷装车式下部车场，由于煤层倾角平均为9，小于12，且顶板围岩条件比较好，故采用底板绕道式，起坡点落在大巷的顶板。其优点是调车方便，线路方便，线路布置紧凑，工程量省。但绕道维护量大，影响大巷通过能力。下部车场如图5-5所示。图5-5 采区下部车场5.3.4采区主要硐室布置（1）采区煤仓根据采矿工程设计手册第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和运输大巷采用输送机连续运输时，煤仓容量为上山输送机0.5 h的运量。本采区运输大巷和运输上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300 mm，其容量为： Q=Q0+LMBC0 （5-4）式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10 t；L割煤机半小时运行距离，33.75 m；M煤层厚度，4.7 m；B进刀深度，0.6 m；煤的容重，1.4 t/m3；C0工作面的采出率，取0.93。Q =10+33.754.70.61.40.93=133.92 （t）煤仓的断面半径R： =1.84 （m）所以采区煤仓断面直径取3.68 m，煤仓高度14 m，煤仓容量为148.88 t，能够满足要求。（2）绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.02.5 m，本矿取2.5 m；二是通风巷道，宽度一般为1.22.5 m，本矿取2.0 m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为34.5 m,本矿取4 m。图5-6 采区轨道上山表5-2 巷道特征断 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排间/mm长度/mm直径/m16.718.950404320120树脂10080022002015.5图5-7 采区运输上山表5-3 巷道特征断 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排间距/mm长度/m直径/mm16.718.950404320120树脂1008002.22015.5图5-8 采区回风上山表5-3 巷道特征断 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排间距/mm长度/mm直径/mm16.718.950404320120树脂10080022002015.56 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1 采煤方法的选择本采区可采煤层的特征参数见表6-1。表6-1 可采煤层特征 特征名称数目单位煤层名称61煤层厚度5.6m稳定性稳定硬度中硬f=2.5倾角13煤层牌号肥煤伪顶岩性无厚度0m直接顶岩性泥岩厚度3.99m老顶岩性粉砂岩厚度2.57m根据可采煤层特征表，61煤层的平均倾角为13的缓(倾)斜煤层，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；综合考虑分层综采采煤法与其它采煤法的优缺点，决定选用走向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。该采区的主要可采煤层特征见表6-1，其煤层赋存条件较好，地质条件也较为简单，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150250 m，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，工作面可以适当加长。本采区设计工作面的长度为205 m。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。采煤工作面推进长度受地质构造限制较大，不受地质条件限制时，工作面合理的推进长度应从两方面考虑，一是工作面主要装备在不大修的前提下保证正常生产所能承受的过煤能力；二是与工作面连续推进长度相匹配的准备方式、回采巷道掘进通风能力、运输巷中的运煤方式、工作面的供电方式等。综采工作面合理的推进长度应以综采设备大修周期为基础，国产装备一般一个工作面的回采煤量控制在60万125万t，大功率综采设备控制在600万t以上，采完这些煤量后，装备升井大修，这可减少井下更换设备大件对生产的影响。工作面连续推进长度过小，工作面搬家频繁，设备能力，特别是大功率综采设备的能力难以充分发挥，影响工作面经济效益。综采工作面的走向长度一般不宜小于10001200 m。高产高效综采工作面连续推进长度可取10003000 m。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=0.8654330=1142 m/a。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6-2。表6-2 工作面关键参数 工作面长度/m煤厚/m煤层结构所需支架类型倾角/2055.6简单、无夹矸支撑掩护式13MG750/1915-WD W型采煤机主要技术特征见表6-4。ZY8640/25.5/55型液压支架主要技术特征见表6-6。SGZ1000/1400型刮板输送机主要技术特征见表6-5。SZZ764/160型转载机主要技术特征见表6-7。PCM110型破碎机主要技术特征见表6-8。SSJ1200/M型带式输送机主要技术特征见表6-9。表6-3 工作面配套设备表设备名称采煤机液压支架刮板输送机型号MG750/1915-WDZY8640/25.5/55SGZ1000/1400表6-4 采煤机技术特征表项 目单 位数 目型 号MG750/1915-WD制造厂家江山重工采 高2.75。6截 深0.865滚筒直径2.7截割功率2750牵引方式电牵引牵引速度011.226.9表6-4 采煤机技术特征表项目单位数目牵引功率2110机面高度2.35卧底量0.45生产能力1800表6-5 刮板输送机技术特征表项 目单 位数 目型 号SGZ1000/1400制造厂家河北张家口煤矿机械有限公司生产能力2000运输机长度206电压等级3300总装机功率1400链速1.25中部槽尺寸17501000340表6-6 支架主要技术特征项目单位数目型 号ZY8640/25.5/55型 式二柱支撑掩护式支撑高度2.555.5支架宽度1.651.85中心距1.75初撑力6413工作阻力8640支护强度1.051.07泵站压力31.5支架重量31制造厂家山东矿机集团有限公司表6-7 SZZ764/160型转载机技术特征项 目单 位数 目型 号-SZZ764/160与带式输送机重叠长度m12.4出厂长度m37.8运输能力t/h1100表6-7续 SZZ764/160型转载机技术特征项目单位名称链速m/s1.28电动机型 号-KBY550-160功 率kW160转 速m/min1475电 压V1140圆环链规格（dt）mm2692刮板链型式-中双链中部槽规格（长宽高）mm1500764222刮板间距mm920质 量t32.6生产厂家张家口煤机厂表6-8 PCM110型破碎机技术特征项 目单 位数 目型 号-PCM110结构特点-轮 式破碎能力t/h1000最大输入块度mm700700转动惯量kg/m2890破碎锤个数个4电动机型 号-KBY-550/110功 率kW110电 压V1140外形尺寸（长宽高）mm456020651808煤流间隙调节范围mm150350质 量t14.52适用范围破碎f4.5的煤块生产厂家张家口煤机厂表6-9 SSJ1200/M型可伸缩带式输送机技术特征 项 目单 位数 目型 号-SSJ1200/M输送长度m1400运输能力t/h1200传动滚筒直径mm800托辊直径mm108表6-9续 SSJ1200/M型可伸缩带式输送机技术特征项目单位名称带速m/s2.0电动机型 号-YSB-160功 率kW3160 电 压V660/1140输送带类 型-阻燃输送带宽 度mm 1200机头外形尺寸（宽高）mm26551950机尾外形尺寸（宽高）mm2012832储带长度m50质 量t168.3生产厂家淮南蔡家岗煤机厂（2）液压支架的校核1）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 = 9.8kHrcos103 （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68)；H工作面的采高，5.6 m；r顶板岩石容重，最大取2.35 t/m3；煤层倾角。代入数据得: g =9.885.62.35cos13103=1.01MPa1.1 MPa由计算数据可知所选支架支护强度符合要求.根据ZY8640/25.5/55型支撑掩护式液压支架的特征表可知，工作阻力为8640kN。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。2）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=70%8640kN =6048 kN 由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为6413KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。3）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 （6-2） S2=dMmaxR2 （6-3） Hmax=MmaxS1 （6-4） S1=dMminR1 （6-5）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，3.70 m；R1前柱到煤壁的距离，2.30 m；a支架的卸载高度，0.05 m。将相关数据带入以上各式可得：S1=0.0252.242.30=0.129(m)S2=0.0254.443.70=0.411(m) Hmin=5.40.4110.05=4.939(m)Hmax=5.80.129=5.687(m)可知支架的高度基本上都会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。1）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510 m和1015 m。2）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，其后方一定距离以外的输送机已移近煤壁，采煤机前后滚筒间留设有一段底煤如图6-1（a）所示； 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。然后将输送机移直如图6-1（b）所示； 再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处，机身处留有一段底煤；如图6-1（c）所示； 再次调换上、下滚筒位置，采煤机上行，将机身下的底煤割掉，煤壁割直后，上行正常割煤，如图6-1（d）所示。图6-1 端部斜切进刀此进刀方式优点： 采煤机切入煤壁的阻力小； 操作简单，容易实现。缺点： 工作面两端控顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理； 采煤机往返次数多、距离长，故辅助时间比较长。该采煤机进刀方式的适用条件为： 顶煤较为稳定； 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2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300 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0.865 m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，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100 mm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50 m，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2台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护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8 m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。（7）提高块率、保证煤质的措施1) 在各转载点落煤处加设缓冲装置。2) 在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在合适的速度。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。（9）支护设计工作面支护设计采用ZY8640/25.5/55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）单体支柱加长钢梁组成迈步抬棚，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）自移式端头液压支架，移架速度快，能与两巷内运输设备很好地配合，但对平巷的条件要求高；（3）用工作面液压支护端头支护，适用于煤层倾角变化较小的综采面，通常在输送机机头（尾）处滞后工作面中间支架一个截深。表6-10 ZTZ9800/17/35型端头支架主要技术特征型号ZTZ9800/17/35工作阻力（kN）97109800初撑力（kN）86808770最小支撑高度（mm）1.7最大支撑高度（mm）3.5支护强度（MPa）0.530.56中心距（mm）1.5底板比压（MPa）0.50.69长宽（m）6.481.42组合形式中置工作压力（MPa）27.9重量（t）29生产厂家北京煤机厂（4）工作面采用DZ38-20/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。 区段回风平巷的超前支护：从煤壁线向外20 m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧0.25 m打20 m一排单体柱，柱距0.8 m；中间一排距第一排2.1 m，打20 m一排单体柱，柱距0.8 m；另一侧距煤柱0.25 m打20 m一排单体柱，柱距0.8 m。 区段运输平巷的超前支护：从煤壁线向外20 m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧0.25 m打20 m一排单体柱，柱距0.8 m；中间一排距第一排2.2 m，打20 m一排单体柱，柱距0.8 m；另一侧距煤柱0.25 m打20 m一排单体柱，柱距0.8 m。 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3 m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。 当各联络巷道进入超前支护范围内，必须在各联络巷道口加强支护。在联络巷道口靠煤柱打一排柱距为1 m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1.8 m，宽不低于0.7 m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，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的联络巷道内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件码放必须距工作面70 m以外。6.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标（1）组织循环作业并编制循环图表1）循环作业工作面实行“三八”作业制，即两班生产，一班检修。采煤机双向割煤，追机作业，上行、下行均割煤，往返一次割两刀，由所选采煤机的技术特征可知，采煤机的截深为0.865 m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.865 m。（工作面循环作业图表如图6-2所示。）2）循环产量的确定工作面原煤产量的公式为： V0=NXD （6-6） A0=LV0MRC （6-7）式中 V0工作面进度，m/a；N每年工作面生产天数，取330天；X每天循环进刀数；4刀；D截深，0.865 m；A0年产量，万t/年；L工作面长度，205 m；M煤层厚度，5.6 m；R煤的容重，1.41 t/m3；C回采工作面回采率，取0.98。则： V0=33040.865=1142（m/a）A0=20511425.61.410.98=181.16（万t/年）考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道，掘进煤量约占工作面产量的10%，所以本矿井原煤产量为： A= A0（1+10%） （6-8）式中 A矿井总产煤量，万t/年；A0工作面出煤量，万t/年；10%掘进出煤率 则：A=181.16（1+10%）=199.27（万t/年）由此可以得出，工作面每天进4刀完全可以保证年产量达到设计要求。3）劳动组织 作业方式为了使采煤与检修的均衡，同时能够满足工作面生产能力的要求，工作面采用两班采煤，一班检修“三八”工作制。 工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护和滞后支护。a.及时支护方式采煤机割煤后，先移架后推溜的方式。b.滞后支护采煤机割煤后，先推溜后移架的方式。由于本设计中煤层顶板是砂岩，属于中等稳定顶板，为防止冒顶事故发生，必须采用先移架后推溜的及时支护方式。4）综采工艺 采煤工艺流程工作面作业规程如下：割煤移架推溜割煤。 工作面采高 由于工作面的煤厚有所变化，所以为了使采出率提高，应随煤厚的变化随时增高或降低液压支架的高度。3）割煤方式割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀方式不小于20 m，截深0.865 m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐直。工作面采高控制在5.60.1 m。移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒510 m追机作业，并及时伸缩前梁，打出护帮板，需要时可于采煤机机身处移架或超前支护，移架步距为0.865 m。推溜：在移架后顺序推移前部输送机，滞后采煤机1015 m左右，其弯曲段长度不得小于15 m，推移步距为0.865 m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必须保证平直。4）劳动组织工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见表6-11。表6-11 工作面劳动组织 检修班生产一班生产二班 小计班长222 6采煤机司机1337刮板机司机133 7转载机司机1225胶带机司机122 5支架工24410泵站工2114端头维护工844 16运料工222 6送饭工2114技术员1113电工2114电缆工111 3其他2226合计28292986图6-2 工作面循环作业图表5）工作面吨煤成本回采工作面吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接应用于工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。 材料费（C3）材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其他材料费用，综采面材料费（C3）一般为5.0元/吨（见采煤工作面分册）。 工资费（C2）吨煤用工=86/(0.86545.61.41205)=0.0154（工/吨）工作面工人平均日工资按180元/天计算，则吨煤工资成本为： 吨煤工资成本=日工资吨煤用工 （6-9） 则：吨煤工资成本 =1800.0154=2.772（元/吨） 工作面设备折旧费（C1） （6-10）式中 a设备残余值按原始价格的5%计算；b清理费按原始价格的3%计算；c服务年限取10年；d产量按前面计算的6038.5吨/天计算。各种设备的年折旧费见表6-12。表6-12 机电设备折旧 设备名称型号数目折旧费（元）液压支架ZY8640/25.5/551170.736采 煤 机 MG750/1915-WD10.206刮板输送机SGZ1000/140010.06 转载机SZZ764/16010.017破 碎 机PCM11010.05胶带输送机SSJ1200/M10.153乳化液泵站MRB125/40A10.006隔爆移动变电站KSGZY-500/610.11采煤机喷雾泵站XPB250/5.5 10.002单体液压支柱DZ38-20/110Q1500.005合 计1.345d.电费（C4） 吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=电机容量总和开动台数循环开动小时负荷系数/循环产量 （6-11）循环产量=LMRdK （6-12）式中 L工作面长度，205 m；M煤层厚度，5.6 m；R煤层容重，1.41 t/m3；d循环进尺，0.865 m；K工作面回采率，取0.98。每个工作面的循环产量=2055.61.410.8650.98 =1372.16（吨）其中电机总容量取1600 kW，循环开动小时数取2小时代入得： 吨煤动力用电消耗=160021.50.9/766.08 =5.639（kWh） 吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率循环照明小时数/循环产量 （6-13） 式中 照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电，取400KW。代入得：吨煤照明用电消耗=4002/766.08 =1.044（kWh） 吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗） （6-14）式中 单价取1.0元/kWh。则有：吨煤电力费=1.0（5.6391.044） =6.683（元/吨）工作面吨煤成本（C）=设备折旧费（C1）+工资费（C2）+材料消耗费（C3）+电费（C4） （6-15） 代入则有：工作面吨煤成本=1.3451.5656.683 =14.588（元/吨）6）工作面效率 （6-16）代入则有：工作面效率=6451.2/86 =75.01（吨/工）7）主要技术经济指标主要技术经济指标见表6-13。表6-13 主要经济指标序 号名 称单 位指 标备 注1煤层厚度m5.6平均2煤层容重t/m31.41平均3工作面走向长度m1690平均4工作面倾向长度m205平均5煤层倾角13平均6采煤机采高m2.75.57回采率%90.48循环进尺m0.8659日循环进刀数刀410日进度m3.4611工业储量万t309012日产量t560013日出勤人数人8614回采工效t/工75.0115工作制度“三八”制6.1.8 综合机械化采煤过程中注意事项（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最大瓦斯涌出量为15.34 m3/t，生产能力为1.8 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，但在回采之前进行瓦斯预抽。工作面回采巷道采用双巷掘进，布置方式为一进一回，同时掘进的下区段的回风平巷也可进风。每个工作面共布置两条平巷：一侧布置一条：一条进风兼运煤，一条回风兼辅助运输；两区段平巷设计均为矩形断面，采用双巷掘进施工。工作面回采巷道总体沿煤层底板布置。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，运用绞车区段平巷运料、运设备；故区段运输平巷布置1200 mm宽的胶带运输机运煤，布置动力电缆；区段回风平巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。 （2）区段平巷支护（见采煤方法图）各平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。区段运输平巷宽5 m，高为3.5 m，掘进断面17.5 m2；区段回风平巷宽5 m，高为3.5 m，掘进断面17.5 m2。区段回风平巷和区段运输平巷断面特征如图6-3、6-4所示。两巷和开切眼埋深较深，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，本设计采用锚网支护的现代高效支护方式。1) 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4150 mm（轨道巷长4150 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1.6 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，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。2）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，两帮锚杆必须跟顶支护。图6-3 区段运输平巷断面图表6-14 区段运输平巷断面特征 围岩类别断面/m2掘进尺寸/m锚杆/mm净周长/m宽高排列方式排距间距锚深直径煤15.754.53.5矩形80080024002216图6-4 区段回风平巷断面图表6-15 区段回风平巷断面特征 围岩类别断面/m2掘进尺寸/m锚杆/mm净周长/m宽高排列方式排距间距锚深直径煤17.553.5矩形800800240022167 井下运输7.1概述根据祁东矿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蓄电池电机车牵引1.5 t固定车厢式矿车运输设备和材料；工作面辅助运输采用绞车工作；工作面煤炭采用胶带运输机连续不间断运输，大巷采用带式输送机运煤。针对西一采区具体设计如下。7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层埋藏厚，表土层较厚，但其多为气煤，煤质优，厚度大，煤层生产能力大，井型为1.8 Mt/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煤层及煤质采区所采煤层为61煤层。61煤层为一稳定、结构简单的厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在1015，平均为13；气煤，容重为1.41 t/ m3，硬度在2.5左右；井田内瓦斯含量普遍比较高，一般在15.34 m3/ t 左右；煤尘具有一定的爆炸性和自然发火危险性。7.1.3运输距离和辅助运输设计区段运输平巷平均运距为1695 m；大巷平均运距为1875 m，最大运距2200 m。故从井底车场到工作面最大运距为4700 m。采区内布置一个工作面、一个接替面保产，设计综采综采工作面日产量5488.48 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1）运煤 由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且运输距离较远，故采用带式输送机运煤。2）辅助运输回采工作面为大功率采煤机进行综采开采，工作面回采巷道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，设计采用蓄电池电机车牵引车矿车将支架等设备运输到各采区车场，上山和回采巷道中的材料和设备的运输运用绞车进行牵引和调车，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，同样可以采用绞车牵引进行运输。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，由其送达采区车场。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1) 运煤系统：综采工作面区段运输平巷溜煤眼采区运输上山采区煤仓运输大巷主井井底煤仓主井地面。掘进工作面掘进面皮带巷溜煤眼采区运输上山采区煤仓运输大巷主井井底煤仓主井地面。2) 运料系统：地面副井井底车场轨道大巷采区轨道上山区段回风巷工作面。地面副井井底车场轨道大巷采区轨道上山掘进工作面。3) 人员运送系统：地面副井井底车场轨道大巷采区车场采区轨道上山各个工作地点。4) 运矸系统：矿井轨道大巷和运输大巷均布置在煤层底板岩层之中，其延伸掘进均有矸石产生，部分仍需运出矿井。其运输系统如下：大巷掘进工作面轨道大巷井底车场副井地面7.2采区运输设备选择7.2.1设备选型原则：（1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；（2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；（3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出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经济、合理等。7.2.2采区运输设备选型及能力验算（1）运煤设备1）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，采区运输设备配套选型如下：SGZ1000/1400，转载机型号为SZZ764/160；破碎机型号为PCM110；区段运输平巷可伸缩胶带输送机型号为SSJ1200/M。各设备技术特征见表6-6、表6-7、表6-8、表6-9。由于采区上山局部倾角较大，所以选用深槽带式输送机(又称U型带式输送机)，其基本技术指标见表7-1。表7-1 深槽带式输送机技术特征 项 目单 位数 目带宽mm1400 槽角50输送能力t/h1200允许最大倾角2225 上胶厚mm 4.5下胶厚mm 3设计单位煤科院上海分院备注目前国内尚无系列设计及定型产品2）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403.2 t/h，工作面刮板运输机生产能力为2000 t/h，转载机的生产能力为1100 t/h，破碎机通过能力为1000 t/h，区段运输平巷皮带通过能力为1200 t/h，采区上山带式输送机运输能力为1200 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基本上大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。3）采区上山提升绞车选型（1）提升循环时间T=3.6Tbnq/（kAb） （7-1）式中：T最大提升循环时间，s； Tb每班提升工作小时数，h； n一次提升串车数，辆； q矿车装载质量，kg； Ab最大班提升量，t； k提升不均衡系数，取1.2。T=3.6681500/1.2/551=392（s）（2） 需要的提升速度为： （7-2）式中：L1提升距离，380取 m。=3.13（m/s）。选用直径1.6 m提升绞车，在提升绞车样本上（采矿工程设计手册第3072页）找出相近而较高的速度为3.4 m/s。设计决定选用提升绞车型号：JTB-1.61.2-24，具体参数见表7-2。表7-2 JTB-1.61.2-24提升绞车规格项 目单 位技术特征卷筒直径m1.6卷筒宽度m1.2最大静张力kN45钢丝绳速度m/s3.4钢丝绳直径mm24.5电动机功率kV160电动机转速r/min9907.3 大巷运输设备选择7.3.1 运输大巷设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用一次采全高综合机械化设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产的最大瞬时出煤能力为400 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1.8 Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备一台宽1000 mm，速度2.5 m/s的可伸缩带式输送机，输送能力1200 t/h，采用YBKST200型电动机。大巷带式输送机的技术特征见表7-3。表7-3 SSJ1200/2250型带式输送机技术特征序 号项 目单 位技 术 特 征1输 送 量t/h16002输 送 长 度m14003带 速m/s3.154传 动 滚 筒 直 径mm8305托 辊 直 径mm1336输 送 带 类 型阻燃输送带7输 送 带 宽 度mm12008储 带 长 度m1009机 尾 搭 接 长 度m1810机 尾 搭 接 处 轨 距mm1635/174011机头外形尺寸（宽高）mm3070207012机尾外形尺寸（宽高）mm9310128013电 动 机 功 率kW225014质 量t19415制 造 厂 家淮南煤矿机械厂制造7.3.2 辅助运输大巷设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-4和表7-5。表7-4 MG1.7-6A 型1.5 t固定厢式矿车项 目单位技术特征容 积m31.7装 载 量t1.5最大装载量t2.7轨 距mm600轴 距mm750外型尺寸mm240010501200质 量kg718表7-5 ZK10-6/550型直流架线式电机车项 目单位技术特征粘 着 质 量t10轨 距mm600最小曲率半径m7受电器高度mm18002200固 定 轴 距mm1100主动轮直径mm680连接器距轨面高度mm270外 型 尺 寸mm450010601550制 动 方 式-电阻机械小时制牵引力N15092速度小 时 制km/h11最 大km/h25电动机型 号-ZQ24额定电压V550小时制功率kw24台 数台28 矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为1.8 Mt/a ，服务年限57.08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。矿井煤层埋藏厚，表土层较厚，但其多为气煤，煤质优，厚度大，煤层生产能力大。井田内瓦斯含量普遍较高，一般在15.34 m3/ t；煤尘具有一定的爆炸性和自然发火危险性。矿井开拓方式为立井两水平上山开拓：第一水平标高-650 m，其中设立井5个，主立井直径7 m，净断面积38.47 m2；支护厚度：表土段1200 mm，基岩段500 mm；掘进断面：表土段70.85 m2，基岩段51.50 m2；井深707m。副立井直径8 m，净断面积50.24 m2；支护厚度：表土段1200 mm，基岩段500 mm；掘进断面：表土段86.55 m2，基岩段65.01 m2；井深664 m。风井直径6.5 m，净断面积33.17 m2；支护厚度：表土段1200 mm，基岩段450 mm；掘进断面：表土段63.59 m2，基岩段44.16 m2；井深：东、西翼风井350 m，中央风井664 m。主井采用两套16 t侧卸式箕斗提升煤炭：副井设计采用装备一对多绳1.5 t矿车双层四车加宽罐笼提升设备、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1.8 Mt/a，属大型矿井，煤炭全部由主井双箕斗提升至地面，装备16 t侧卸式箕斗，地面设单绳缠绕式提升机，型号为2JK-3/20，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 目型号-JDG16/1504Y名义载重t16有效容积m317.6提升钢丝绳数量根4直径mm3140绳间距mm300箕斗自重t17.8生产厂家淮南煤矿机械厂表8-2 提升机技术特征项 目单 位数 目型号2JK-3/20卷筒个数个2直径m3宽度m1.5两卷筒中心距mm1640纲丝绳最大静张力t13最大静张力差t8最大钢丝绳直径mm37提升高度一层缠绕m290二层缠绕m650三层缠绕m1000减速器速比-20电动机转速（不大于）r/min-750提升速度（不大于）m/s10机器旋转部分变位质量t19.2质量（不计电动机和电控）t53表8-3 钢丝绳技术特征项 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 /100m4664.0钢丝绳公称抗拉强度Nmm-21700钢丝破断拉力总和（不小于）N852500安全系数-8.3（2）运输能力验算矿井设计日产量为5600 t，设计净提升时间为16 h，平均每小时提升量为350 t，小于主井箕斗提升能力。设计回采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力约为400 t/h，主井提升能力为600 t/h，两者之差为200 t/h，在主井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，煤仓直径为7.0m，有效装煤高度为21 m，容量为1100 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约为50 t/h，同时下井的最多人数约为70。选择罐笼型号为GDG1.5/9/2/4K，落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.8/6（），钢丝绳和天轮等具体参数见表8-4、表8-5、表8-6、表8-7。表8-4 罐笼技术参数项 目单 位数 目型号-GDG1.5/9/2/4K装载矿车型 号-MGC1.7-9车 数辆4乘坐人数人84罐笼装载量kN14.68罐笼质量t11.88最大终端载荷kN570尾绳数根2提升首绳数 量根4直 径mm39.5表8-5 多绳摩擦提升机技术特征项 目单 位数 目型号-JKM-2.8/6（）主导轮直径m2.8导向轮直径m2.5纲丝绳最大静张力kN529最大静张力差kN150有导向轮时最大直径m28数 量条4间 距mm250最大提升速度m/s14.75减速器规格-ZG-90速比-10.5电动机转速r/min590最大功率kW1600传动方式-单电机外形尺寸(长宽高)m7.98.52.7质量（不包括电控设备和电动机）t67.3表8-6 钢丝绳技术特征项 目单 位数 目型 号-绳6（30）股（6+12+12）绳纤维芯直径钢丝绳mm37.0钢丝16股芯mm1.8第一层1.65第二层2.6钢丝绳总断面积mm2526.77参考重力N/100m5215.0钢丝绳公称抗拉强度N/mm21700钢丝破断拉力总和（不小于）N895500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-TSH3500/23.5名义直径mm3500绳槽半径mm23.5钢丝绳直径mm3743允许钢丝破断拉力总和N1420000两轴承中心距mm1000轴承中心高mm255变位重力N11330总 重N364009 矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况本井田地处淮北平原中部，地势平坦，地面标高+17.02+22.89 m左右，一般在+21.00 m，井田西北、东北地势略比东南高。在井田范围内，61煤层赋存稳定，平均倾角13，矿井相对瓦斯涌出量为平均15.34 m3/t，煤层有一定的自然发火危险性和煤尘无爆炸性。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井两水平暗斜井延深上山开拓，第一水平标高-650 m，第二水平标高-900 m。为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分四个采区。9.1.3开采方法采区内布置一个综采工作面保产，工作面长度205 m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条区段平巷。综采工作面生产能力为5600 t/d，每日推进度为3.46 m，采煤机选用MG750/1950-WD采煤机，截深为0.865 m，采高为2.75.6 m，日进4刀。综采支架型号为ZY8640/25.5/55。综采工作面装备的部分机电设备见表9-1。表9-1 综采工作面机电设备序 号地 点机电设备名称型 号容 量1工作面采煤机MG750/1915-WD750 kW2工作面刮板输送机SGZ1000/14002160kW3工作面液压支架ZY8640/25.5/558640kN4工作面端头支架ZTZ9800/17/359800 kN5区段运输平巷刮板转载机SZZ764/160160kW6区段运输平巷破碎机PCM110110 kW7区段运输平巷可伸缩带式输送机SSJ1200/M3160kW8区段运输平巷乳化液泵站MRB125/40A125 kW9区段运输平巷喷雾泵站XPB250/5.550 kW10区段运输平巷配电器KYX-1-11区段运输平巷移动变电站KSGZY-500/64000 kW为了保证生产正常接替，前期准备6102工作面，安排三个独立通风的煤层平巷掘进头；后期准备6103工作面，安排两个独立通风的煤层平巷掘进头。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，采区上山采用绞车牵引车运输。井底车场设变电所、充电硐室。采区内也需设变电所。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300人，综采面同时工作最多人数50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（矿井主要通风机的工作方法）和通风网路。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。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，井型较大，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，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350 m，水平标高为-650 m；煤层为缓（倾）斜煤层，分四个采区，煤层有一定的自然发火危险和爆炸性。根据以上分析，且矿井年产量1.8 Mt，属大型矿井，本设计选用两翼对角式的通风方式。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）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机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，有时还须额外增加一些井巷工程，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，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采区通风总要求：（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。采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）主要回风井巷不得当作人行道，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采区通风方式的确定采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），因而搞好采区通风是保证矿井安全生产的基础。区段轨道平巷进风与区段运输平巷进风的比较：区段轨道平巷进风：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。 区段运输平巷进风：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。但避免了电气设备设置在污风风流中，增加爆炸危险。结合以上信息，再加上本矿井回采巷道采用双巷掘进，下区段的轨道平巷也可兼作本工作面的进风巷，大为减少了区段运输平巷进风的缺点。故本设计选用区段运输平巷进风，区段轨道平巷（区段回风平巷）回风。双巷掘进后易提前布置瓦斯抽放设备，通过瓦斯的预抽，大为降低了回采工作面的瓦斯涌出量，故工作面适合采用较为简单的“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61煤层时期：（1）容易时期的采煤方案开采西一采区6101工作面，布置综采一次采全高工作面；准备面6102；平巷掘进头两个。（2）困难时期的采煤方案61煤开采后期开采东四采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如图9-1、9-2所示。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，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 ； 矿井除采煤、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，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，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；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。综采工作面日产量：5488.62 t/d；则瓦斯绝对涌出量qai=5488.625/（2460）=19.06 m3/min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。取=1.3，可得：=10019.061.3 =2477.50 m3/min 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）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，m3/min；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，可取最大和最小控顶断面积的平均值，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。已知=1.6 m/s，Sai =21.04 m2，可得：=601.621.04=2019.84 m3/min表9-3 采煤工作面空气与风速对照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（）： Qai=4 （9-4）式中 按人数计算实际需要风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=50，可得： 及人数等因素分别进行计算后，备。828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282828282=450 =200 m3/min取三者中最大值2477.50 m3/min。 按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算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，m3/min；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（Qai）； Qai240Sai （9-6）已知Sai =21.04 m2，Qai =2477.50 m3/min，可得：315.6 m3/minQai5049.6 m3/min由风速验算可知，Qai =2477.50 m3/min符合风速要求。2）备用面需风量的计算按下式计算：Qdi=0.5Qai （9-7）式中 Qdi备用工作面所需风量。所以：备用工作面所需风量为：Qdi=0.52477.50=1238.75 m3/min。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，m3/min；该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，Kbi1.52。已知=5.86 m3/min，=1.5，可得：=1005.861.5=879.54 m3/min 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 Qbi 按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；4每人每分钟供给4 m3的规定风量，m3/min；Ni第i个工作面同时工作的最多人数，取30人。可得：Qbi =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：=879.54 m3/min4）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 m3/min，中小型爆破材料库60100 m3/min，采区绞车房及变电所为6080 m3/min，充电硐室按经验给100200 m3/min。 结合本矿实际，取火药库实际风量为130 m3/min，绞车房实际风量为70 m3/min，变电所实际风量为70 m3/min，充电硐室为150 m3/min。5）其他巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算：Qd 600.25S4 （9-10）式中 S其它巷道平均断面面积，取S = 12.5 m2；Qd 600.2512.54 = 750（m3/min）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：=2477.50+0+879.543+420+7501.2 =7543.34 m3/min困难时期：=2477.50+1238.75+879.542+490+7501.2 =8058.40 m3/min 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，m3/min；井下同时工作的做多人数；风量备用系数；已知=300人，=1.5，可得：=43001.5 =1800 m3/min两种方法取最大值，则通风容易时期矿井总风量为7543.34 m3/min，困难时期为8058.40 m3/min。图9-1 通风容易时期矿井通风立体图图9-2 通风困难时期矿井通风立体图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，回采巷道的风量乘以1.2。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=2477.501.2=2973 m3/min2）准备工作面：备=2973/2=2486.5 m3/min3）煤巷掘进工作面：掘1=879.541.2=1055.45 m3/min4）岩石巷道掘进面：Q掘2=879.541.2=1055.45 m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=1501.2=180 m3/min6）火药库：Q火=1301.2=156 m3/min7）其它巷道：Q其它=750.01.2=900 m3/min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9-4。（3）风量验算煤矿安全规程规定的煤矿主要巷道允许风速值见表9-5，井巷风速验算结果见表9-4。表9-4 井巷风速验算 容易时期井巷名称风速/ms-18 符合副井2.58 符合井底车场5.296 符合轨道大巷5.936 符合采区轨道上山4.244 符合区段运输平巷3.156 符合工作面1.968 符合区段回风平巷3.1515 符合西翼回风井3.7915 符合表9-5 各巷道允许的风速值序号井 巷 名 称允许风速（m/s）最低最高1无提升设备的风井和风硐152升降人员和物料的井筒83主要进、回风巷84运 输 大 巷85输送机巷道，采区进、回风巷0.2566回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.2549.4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，在选择矿井主要通风机之前，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：123591011121315。通风困难时期的最大阻力路线：117181920212526272832。图9-3 通风容易时期通风网络图图9-4 通风困难时期通风网络9.4.3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 1.15容易时期、困难时期的局部阻力系数；矿井通风总阻力：容易时期：=1.151739.28=2000.18 Pa困难时期：=1.152159.76=2483.73 Pa表9-6 通风容易时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m-2Q/m3s-1hfr/Pa1副井混凝土34366425.1250.24125.7271.312井底车场砖砌碹60110018.820.00125.72245.143轨道大巷锚喷5562415.516.7117.32157.214采区下部车场锚喷70.07015.516.7117.3222.455采区轨道上山锚喷90.0127515.516.7115.92513.186区段运输平巷锚网12817001615.7549.55218.787工作面液压支架22020518.3521.0441.2915.158区段轨道平巷锚网9517001615.7549.55162.389采区回风上山锚喷90.010015.516.7124.3246.2912回风石门锚喷70.028015.516.7125.72103.1013风井混凝土35037020.4128.3125.72184.3214合计1739.28表9-7 通风困难时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m-2Q/m3s-1hfr/Pa1副井混凝土343.066425.1250.24134.3181.382井底车场砖砌碹60.0110018.820134.31279.773轨道石门锚喷55.010815.516.7125.9131.344轨道大巷锚喷55.0260015.516.7125.91754.425采区下部车场锚喷70.07015.516.7124.5125.286采区轨道上山锚喷90.099015.516.7123.12449.397区段运输平巷锚网128.017301615.7549.55222.658综放工作面液压支架220.020518.3521.0441.2915.159区段轨道平巷锚网95.017301615.7549.55165.2411采区回风上山锚喷90.010015.516.7132.9152.9112回风石门锚喷70.020015.516.7134.3184.0413风井混凝土350.037020.4128.3134.31210.35314 合 计2159.7629.4.4 矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：Hfrmin = 1.15hfrmin （9-18）困难时期通风总阻力：Hfrmax = 1.15hfrmax （9-19）式中 1.15为考虑风路上有局部阻力的系数；hfrmin、hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风困难时期的阻力之和。则有 hrmin = 1.151739.29 =2000.18（Pa）hrmax = 1.152159.76= 2483.73（Pa）矿井容易时期和困难时期的总风阻见表9-8。表9-8 矿井通风总阻力项目容易时期困难时期阻力/Pa2000.182483.73矿井采用中央并列式通风系统，总等积孔可按下述方法计算： （9-20）其中：A等积孔，m2；H风压，Pa；Q风量，m3/s；容易时期总风阻为：Rhrmin/Qfmin2 2000.18/(7543.34/60)20.13 (Ns2/m8)总等积孔： Armin1.1896/R0.5 3.30 (m2)困难时期总风阻为： Rhrmax/Qfmax22483.73/(8058.4/60) 20.14 (Ns2/m8)总等积孔：Armax1.1896/R0.53.18 (m2)通风总阻力见表9-7，通风容易时期和通风困难时期的通风难易程度评价见表9-9：表9-9 矿井通风难易程度评价等积孔(m2)风阻(Ns2/m4)通风阻力等级难易程度评价1.416大阻力矿难120.3541.416中阻力矿中20.2% plastic strain.Fig. 11. Progressive roof failure through shear, after Altounyan and Taljaard (2000). Size of arrow denotes magnitude.The UDEC Voronoi model (Itasca, 2011) has been used to explicitly model the generation, propagation and coalescence of fractures around a coal tunnel subjected to a major horizontal stress oriented perpendicular to tunnel drive direction. In the UDEC Voronoi model, material is represented as a dense packing of polygonal blocks interacting together at their boundaries. Micro-properties, such as cohesion, friction, and tensile strength are assigned to the boundaries of these polygonal blocks. Fractures are initiated within the intact material when the stresses applied on the contacts exceed either the tensile or shear strength. Pre-existing fractures can also be incorporated by creating cracks and assigning specific properties, such as zero tensile strength and cohesion. Fig. 12 shows selected stages in the simulation of fracture development around a modelled coal mine tunnel. Bedding was incorporated in the model. Fracture generation starts at the tunnel corners where the initial stress concentration occurs. Fractures then extend into the roof and floor. The model realistically produced bedding deflection in the immediate roof, separation and development of a failure zone around the excavation. Brittle spalling also occurs in the sidewalls of the modelled coal mine roadway.Fig. 12. Modelled progressive fracture development around a coal mine tunnel driven perpendicular to the in-situ maximum horizontal stress direction using a UDEC Voronoi model.Fig. 13 shows selected stages in the simulation of fracture development and vertical displacement in the roof and walls of a coal mine tunnel using the ELFEN code (Rockfield, 2011). Pre-existing fractures, i.e. bedding, were incorporated in the model, together with a major horizontal stress perpendicular to the drive direction. This resulted in development of sub-horizontal fractures in the immediate roof as failure progressed away from the periphery of the excavation, followed by buckling of roof beds, as seen in the Step 2 of Fig. 13. This buckling process continued until bedding layers sheared at roadway corners as shown in the Step 3 of Fig. 13, leading to ultimate collapse of the roof, Step 4 of Fig. 13.Fig. 13. Modelled fracture deveopment around a coal mine tunnel driven perpendicular to the in-situ maximum horizontal stress direction using ELFEN.The modelling demonstrates that both UDEC Voronoi and ELFEN have the potential to capture the interaction of pre-existing discontinuities and the generation, propagation and coalescences of new fractures in the immediate roof of a coal mine tunnel. Typical tunnel failure mechanisms, such as brittle spalling, shear failure, guttering and buckling, can be realistically reproduced by using both UDEC Voronoi and ELFEN.3.4. Modelling of roof beam behaviorFig. 14 shows the results of modelling of a 0.5 m thick sandstone roof beam spanning a 5 m wide tunnel using the ELFEN software. Only the upper left-hand section of the tunnel is shown. Different in-situ stress environments, to reflect the stress-parallel and stressperpendicular case, were analysed to assess their effect on modeled roof beam behaviour. Snapshots of the early stages of roof beam failure process provide insight into the resultant underlying failure mechanisms. Only the 0.2% plastic strain contour and resultant modeled fracture has been included in Fig. 14 for clarity. Fig. 14a andb shows different failure mechanisms for the stress conditions modelled. Fig. 14a shows preferential strain development in the roof beam adjacent to the edge of the tunnel roof, whereas Fig. 4b shows the development of tensile fracturing at the base of the centre of the modelled roof beam. Further development of the modelled failure results in separation of the roof beam away from the upper roof horizon at the centre of the roof span. An example of observed development of tensile cracking in the roof of coal tunnel is provided in Fig. 15.Fig. 14. Modelled fracture development in the immediate roof of the tunnel for a) stressperpendicular and b) stress-parallel cases. The modelled sandstone roof beam is 0.5 m thick.Fig. 15. Tensile fracture development in immediate roof (after Clifford, 2004)The modelling results suggest that the hybrid code may be used to investigate the snap-through, crushing, sliding and diagonal cracking modes of roof failure described by Diederichs and Kaiser (1999), and the effects of varying combinations of thick and thin roof beams on excavation roof stability described by Goodman (1980).4.Discussion and conclusionsWhen validated against in-situ monitoring data numerical modeling can provide useful insights into coal mine tunnel roof behavior and associated reinforcement design.Modelling can be used to confirm the detrimental effects of adverse in-situ stress orientation. Tunnels driven perpendicular to a high horizontal stress direction suffer greater deformation and increased failure zones when compared to tunnels driven in a stress-parallel direction. The extent of the modelled failure zone is controlled by the thickness of weak mudstone in the immediate roof of the tunnel. Tunnels driven at an angle to the in-situ stress field suffer asymmetrical deformation, with pronounced stress effects that require additional reinforcement. Three-dimensional modelling is required to effectively capture the three-dimensional nature of the stress redistribution around a tunnel face-end, particularly when themaximumhorizontal stress is aligned at angle to the tunnel drivage direction.Table 1 provides a summary of key advantages and limitations/ disadvantages for continuum, discontinuum and hybrid methods of analysis applied to modelling of tunnel roof behaviour. The correct choice of method used will depend on the complexity of the problem, presence of discontinuities, material behaviour, in-situ stress regime etc. A significant limitation of most published modelling of underground coal mines to-date is a lack of consideration of intact rock fracture and its implication for stress-redistribution, energy release and changes in kinematic constraints.A key advantage of modelling is the capability to rapidly assess changes in parameters such as thickness of immediate roof lithology on extent of failure and associated deformation, as shown in Fig. 8. The techniques are extremely useful, but require due diligence for the modeling to be effective. It is important that the user be familiar with the potential limitations of each of the different types of available software. For example, constraints associated with two-dimensional analysis (such as the assumption of plane strain) can produce an oversimplified representation of site conditions.Significant further advances in our understanding will require the use of three-dimensional discrete element/hybrid codes with fracture propagation algorithms; this, however,will necessitate further research to validate the modelled case histories. Improvements in parallel processing coding of software and computer power will be essential to model more detailed large scale three dimensional examplesReferences 1 Lawrence W. A method for the design of longwall gateroad roof support. PhD thesis, Julius Kruttschnitt Mineral Research Centre, University of Queensland; 2008. 2 Mark C. Design of roof bolt systems. In: Proceeding, conference on new technology for coal mine roof support, Info Circular 9453, US National Institute for Occupational Safety and Health; 2000. p. 11131. 3 Colwell M, Hill D, Frith R. ALTS II-A longwall gateroad design methodology for Australian collieries. In: Hebblewhite BK, editor. Proceedings of the first Australian conference on ground control in mining, Sydney, 1013 November 2003. p. 12335. 4 Mark C, Molinda GM, Dolinar DR. Analysis of roof bolt systems. In: Proceedings of the 20th international conference on ground control in mining, Morgantown, WV, USA, 79 August 2001. p. 21825. 5 Pells PJN. Developments in the design of tunnels and caverns in the Triassic rocks of the Sydney region. Int J Rock Mech Miner Sci 2002;39:56987. 6 Jing L. A review of techniques, advances and outstanding issues in numerical modelling for rock mechanics and rock engineering. Int J Rock Mech Miner Sci 2003;40:283353. 7 Kelly M. 3D aspects of longwall geomechanics. Australian coal review, 2025 April 2000. 8 Stacey TR. A simple extension strain criterion for fracture of brittle rock. Int J Rock Mech Miner Sci 1981;18:46974. 9 Martin CD, Kaiser PK, McCreath DR. HoekBrown parameters for predicting the depth of brittle failure around tunnels. Can Geotech J 1999;36（1）:13651. 10 Trueman R, Pierce M, Wattimena RK. Quantifying stresses and support requirements in the undercut and production level drifts of caving mines. Int J Rock Mech Miner Sci 2002;39:61732.中文译文：软弱直接顶板岩性对煤矿巷道稳定性影响的数值模拟约翰柯根-坎伯恩矿业学院，埃克塞特大学，英国高富强，道格斯泰德-西蒙弗雷泽大学，伯纳比，英国哥伦比亚，加拿大戴维埃尔默-高达集团，温哥华，加拿关键词：隧道顶板岩性数值模拟地应力应力再分配煤矿巷道稳定性摘要英国地区隧道煤系地层顶板加固要求的稳定性和相关设计直接关系到直接顶岩性的工程特点和地应力再分配的影响。由作者执行的数值模拟已被用来模拟广泛观测的高水平应力和软弱直接顶岩性对隧道顶板稳定性的不利影响。不同的数值模拟技术，例如连续，非连续和混合有限的 element-discrete元素代码，已被用于模拟煤系地层的变形行为，同时通过讨论具体案例所处的背景环境来强调其模拟软弱岩石的应用性和适宜性。模拟结果表明，隧道顶板内相对薄弱的泥岩的厚度，对失败的程度以及最终所需要的额外加固，都有非常重大的影响。1 简介最近，5大矿山在塞尔比 康普莱克斯管理经营巴恩斯利煤层（维斯托，斯蒂林弗利特，瑞卡尔，怀特摩以及北塞尔比）。煤层倾角约7倾向为北东，包括深度在250米的维斯托矿西部到超过1200米的北塞尔比矿的东部。典型的煤层厚度在从塞尔比州煤田西部的3.5米到塞尔比州煤田东部的1.8米内变化。顶板岩层通常包括一层直接的、相对较弱的泥岩（高达1米厚）覆盖着强度更大的的粉砂质泥岩、粉砂岩和砂岩。整个煤田里，泥岩厚度不等，从由于砂岩直接覆盖在煤层之上的高能量沉积河道处的泥岩不存在，到广泛大于4米。典型的隧道或道路尺寸为高3.5米，宽5米。英国煤矿隧道锚杆支护的成功实施和后续使用提供了一个大型隧道变形监测信息的数据库，包括地层行为的原位测量，隧道变形和加固性能。肯特等人（1999）于1988年到1994年这一段时间里在塞尔比 康普莱克斯提供了一个分析和解释变形监测数据的概要总结。该数据库给我们提供了一个探讨应力、地质变化如何影响穿过煤系地层的隧道的稳定性和变形行为的理想机会。这些数据确定了隧道在掘进、前脸的撤退和与长壁开采相关的任何附加变形。对数据库的详细分析肯定了在英国煤系地层中开挖的隧道的稳定性和隧道顶板加固要求的相关设计与开挖的直接顶板的岩性以及由开挖引起的地应力的再分配有直接关系（赫特（1992），肯特（1996），肯特等人（1999）和西达尔和大风（1992）。例如，当开挖是垂直于最大水平主应力方向时，我们观测到了隧道顶板变形的显著增加。斜交于地应力场开挖的隧道受非对称变形，伴随着明显观察到的应力影响，而这需要额外的加固来确保稳定性。这些观察到的影响包括 “点”的形成或直接顶的膨胀/过度膨胀。隧道顶板中相对较软弱的泥岩的厚度对失败的程度以及最终额外加固的需要有重大影响。最近，由作者在过去十五年中进行的，或作为由作者主管的研究的一部分，数值模拟已提供了范围广泛的案例和使用数值方法来模拟软弱岩石行为的不同应用。这涉及到连续，非连续和混合方法的相结合使用，且在选择所采用的数值方法考虑到的软件性能和局限性。考虑的因素包括：1.选择适当输入参数，例如材料组成标准，2.是否有需要模拟不连续行为，3，破坏机理是什么，4.是否有需要进行二维或三维分析。该模型使用塞尔比煤田的具体案例，已被用于模拟广泛观察的高水平应力和软弱直接顶岩性对隧道顶板稳定性的不利影响。采用二、三维数值模拟证实了软弱顶板岩
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