涡北煤矿1.5 Mta新井设计薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究
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涡北煤矿1.5
Mta新井设计薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究
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中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第VII页 编号：（ ）字 号本科生毕业设计姓 名： 苏振兴 学 号： 05082221 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： 薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究 指导教师： 李 桂 臣 职 称： 副 教 授 二一二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2008级 学生姓名 苏振兴 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：涡北煤矿1.5 Mt/a新井设计毕业设计专题题目：薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究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。井田南北长度约6 km，东西宽约3.2 km，面积约19 km2。主采煤层为8号煤层，平均倾角为20，平均厚度为8.2 m。井田工业储量为172.09 Mt，可采储量为109.73 Mt，矿井服务年限为56.3 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，最终确定方案一为最优方案。一水平标高-700 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“四六制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。专题部分题目；薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究。全面系统的进行浅埋煤层覆岩运动规律研究与应用是目前巫待解决的问题。针对本区矿压显现的特殊问题，本文综合运用理论研究、现场实测的方法，初步分析了采场上覆松散层载荷确定及传递规律，按照基岩厚度不同提出了不同的开采方法和支护设计。关键词:薄基岩；浅埋煤层；载荷传递；采煤方法；支护设计翻译部分题目：A method for the design of longwall gateroad roof support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。井田走向南北长度约6 km，东西宽约3.2 km，面积约19 km2。主采煤层为8号煤层，平均倾角为20，平均厚度为8.2 m。井田工业储量为172.09Mt，可采储量为109.73 Mt，矿井服务年限为56.3 a。矿井正常涌水量为260 m3/h，最大涌水量为280 m3/h。矿井瓦斯相对涌出量为0.81 m3/t，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，暗斜井延深；方案二：立井两水平开拓，立井直接延深；方案三，立井三水平开拓，暗斜井延伸；方案四：立井三水平开拓，暗立井延伸。通过技术经济比较，最终确定方案一为最优方案。一水平标高-700m，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“四六制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。专题部分题目：薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究。全面系统的进行浅埋煤层覆岩运动规律研究与应用是目前巫待解决的问题。针对本区矿压显现的特殊问题，本文综合运用理论研究、现场实测的方法，初步分析了采场上覆松散层载荷确定及传递规律，按照基岩厚度不同提出了不同的开采方法和支护设计关键词:薄基岩；浅埋煤层；载荷传递；采煤方法；支护设计翻译部分题目：A method for the design of longwall gateroad roof support（长臂开采工作面回采巷道顶板支护的设计方法）关键词：煤矿；顶板控制；支护设计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 56.3a. The normal mine inflow is 260 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 -700m and the second level at -1000m and extension of blind inclined shaft; the second is vertical shaft development with two mining levels and the first level at -700m and the second level at -1000m and extension of vertical shaft; the third is vertical shaft development with two mining levels and the first level at -700m 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 -700m 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 -700 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 “four-six” 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 retaining中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书目 录1 矿区概述及井田地质特征.11.1 矿区概述.11.2 井田地质特征 .31.3 煤层特征 .62 井田境界及储量.142.1 井田境界 .142.2 矿井工业储量 .162.2.1工业资源/储量.172.2.2 矿井可采/资源储量.173 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限.223.1 矿井工作制度 .223.2 矿井设计生产能力及服务年限 .223.2.1 矿井设计生产能力确定依据.223.2.2 矿井设计生产能力.223.2.3 矿井服务年限.223.2.4 井型校核.234 井田开拓.244.1 矿井开拓的基本问题 .244.1.1 井田开拓的基本问题.244.1.2 确定井筒形式、数目、位置及坐标.244.1.3 工业场地的位置.254.1.4 开采水平的确定.254.1.5 主要开拓巷道.254.1.6 矿井开拓延伸.264.1.7 方案比较.264.2 矿井基本巷道 .344.2.1 井筒.344.2.2 井底车场及硐室.344.2.3 主要开拓巷道.405 准备方式采区巷道布置.445.1 煤层地质特征 .445.1.1 采区位置.445.1.2 采区煤层特征.445.1.3 煤层顶底板岩石构造情况.445.1.4 水文地质.445.1.5 主要地质构造.445.1.6 地表情况.455.2 采区巷道布置及生产系统 .455.2.1 采区范围及区段划分.455.2.2 煤柱尺寸的确定.455.2.3 采煤方法及工作面长度的确定.455.2.4 确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式.455.2.5 采区巷道的联络方式.46中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书5.2.6 采区接替顺序.465.2.7 采区生产系统.465.2.8 采区内巷道掘进方法.475.2.9 采区生产能力及采出率.475.3 采区车场选型设计 .485.3.1 确定采区车场形式.486 采煤方法.516.1 采煤工艺方式 .516.1.1 采区煤层特征及地质条件.516.1.2 确定采煤工艺方式.516.1.3 回采工作面参数.526.1.4 回采工艺及设备.526.1.5 回采工作面支护方式.566.1.6 端头支护及超前支护方式.596.1.7 各工艺过程注意事项.596.1.9 回采工作面正规循环作业.616.2 回采巷道布置 .636.2.1 回采巷道布置方式.636.2.2回采巷道参数.647 井下运输.677.1 概述 .677.1.1 井下运输设计的原始条件和数据.677.1.2 运输距离和货载量.677.1.3 矿井运输系统.687.2 采区运输设备选择 .707.2.1 设备选型原则.707.2.2 采区设备的选型.707.3 大巷运输设备选择 .717.3.1 运输大巷设备选择.717.3.2 辅助运输大巷设备选择.728 矿井提升.738.1 概述 .738.2 主副井提升 .738.2.1 主井提升.738.2.2 副井提升.769 矿井通风及安全技术.789.1 矿井通风系统选择 .789.1.1 矿井基本概况.789.1.2 矿井通风系统的基本要求.789.1.3 矿井通风方式的选择.799.1.4 矿井主要通风机工作方式的确定.799.1.5 采区通风系统的要求.809.1.6工作面通风方式的选择.809.1.7 回采工作面进回风巷道的布置.819.2 矿井风量计算 .819.2.1 回采工作面风量计算.829.2.2 掘进工作面风量计算.83中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书9.2.3 硐室需风量.849.2.4 其它巷道风量计算.849.2.5 矿井总风量计算.859.2.6 风量分配.859.2.7 通风构筑物.879.3 全矿通风阻力计算 .879.3.1 矿井通风总阻力计算原则.879.3.3 矿井最大阻力路线.879.3.4 矿井通风阻力计算.909.3.5 矿井通风总阻力.919.3.6 矿井总风阻及总等积孔.929.4 矿井通风设备选型 .939.4.1 通风机选择的基本原则.939.4.2 通风机风压的确定.939.4.4 矿井主要通风设备的要求.979.4.5 对反风、风硐的要求.979.5 防止特殊灾害的安全措施 .979.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施.979.5.2 预防井下火灾的措施.989.5.3 防水措施.9810 设计矿井基本技术经济指标.99薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究.1001绪论.1002鄂尔多斯矿区浅埋煤层覆岩地质条件评价.1023浅埋薄基岩煤层覆岩活动规律研究.1034浅埋薄基岩煤层回采技术适用条件分类.1065浅埋煤层顶板支护设计.1106主要结论.112参考文献：.113英文原文.114中文译文.127致谢.138中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第1页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述一、交通位置涡北井田位于淮北平原西部，行政区划属安徽省涡阳县管辖。井田中心南距涡阳县城4km，地理坐标东径11609581161245，北纬333053333448。井田东西宽约3.2km，南北长约6km，面积约19km2。濉（溪）阜（阳）铁路从井田东南约3km处通过，该线往东北经符离集可接入津沪线，往西南经阜阳可接入京九线。井田附近在濉阜铁路上有涡阳和龙山两个车站，距井田中心分别为5km和11km。区内公路四通八达。涡阳永城公路纵贯井田东部，涡阳往阜阳、蚌埠、亳州、淮北、永城等邻近市、县均有公路相通。涡河是淮河的支流，距矿井工业场地最近处仅2km，可通行200t400t级船。由涡河经怀远可进入淮河，还可经洪泽湖于淮安转入京杭运河进入长江。因此，本区地理位置优越，交通运输方便，矿井具备铁路、公路和通航河流三种运输条件。交通位置见图111。二、地貌水系本区地势平坦，地面标高+29.49+31.80m，地势西北高东南低，地面村庄较多。涡河及其支流武家河为长年性河流，由西北向东南流径井田西南部，涡阳县城关涡河节制闸上游最高洪水位（1963年8月7日）标高为+30.45m。区内沟渠纵横，均为人工开挖的灌溉沟渠，较大的涡新河长年有水。三、气 象本区属季风暖温带半湿润气候，气候温和，四季分明。年平均气温14.6，最高气温41.2，最低气温24。最早冻结期为11月，最迟解冻为翌年3月，最大冻土深度为0.19m。年平均风速为3.2m/s，平均降雨量811.8mm，雨季集中在78月份。春秋季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风。四、地 震中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第2页商丘市徐州市亳州市淮北市宿州市永城阜阳市淮南市蚌埠市涡阳砀山蒙城太和颖上寿县江苏省南河省徽安省11611711611734343434图图1-1-1 涡北煤矿交通位置图涡北煤矿交通位置图根据中国地震动参数区划图（GB183062001），本区地震烈度为度。五、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、红薯、玉米等。井田8煤组赋存区内共有大小村庄22个，其中初期移交采区范围村庄6个，共1110户。投产工作面影响范围需搬迁村庄1个，共134户。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4km，为本矿井建设和生产、居民生活等依托城市提供了便中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第3页利条件。六、区域电源本区电源充沛可靠。涡阳县城南现有220/110/35kV区域变电所，其变压器容量为1120MVA+190MVA，为双回路供电方式。设计矿井供电电源引自涡阳县城南220/110/35kV区域变电所，采用35kV向矿井供电，每回线路长约14km。目前矿井供电线路已经架设完毕并供电。七、水源本区水源充足。根据现有水文地质资料，新生界第一含水层富水性强，水质较好，可作为矿井的生活水源。矿井水经处理后，可作为矿井及选煤厂生产用水。 经涡阳县水利局涡水政字200193号文关于对淮北矿业有限公司关于涡北矿井取水许可预审请函的复函批准，同意日取水量1200m3，基本可以满足矿井生活用水量的需求。矿井投产后，正常排水量为每小时420m3，远大于矿井及选煤厂生产用水需求。本矿井供水水源是可靠的，已得到落实。1.2 井田地质特征一、地质构造1、地层本井田地层属华北型沉积，含煤地层为石炭系、二叠系。地层特征见表121。 中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第4页 地 层 特 征 一 览 表 表121灰色深灰色,泥质结构,平行节理,端口平坦,岩芯破碎灰色,薄中厚层状,平行节理,裂隙发育,为方解石充填灰色,薄中厚层状,平行节理,裂隙发育,为方解石充填灰色,粉砂质结构,垂直裂隙黑色,阶梯状,条痕黑褐色,玻璃光泽,属半亮光亮型煤地地层层单单位位界界 系系组组统统层层厚厚/m柱柱状状图图1：500煤煤层层标标号号岩岩石石名名称称岩岩 性性 描描 述述8.20层层号号1.504.707.603.900.857.3015.263.709.506.805.3110.352.500.764.276.38煤泥岩细砂岩粉砂岩泥岩煤砂质泥岩细砂岩砂质泥岩细砂岩含铝泥岩粉砂岩细砂岩炭质泥岩煤泥岩细砂岩8煤66656463626160595857676869707172736煤10煤古生界二叠系下统下石盒子组灰白色中厚层状,细粒结构含互层状粉砂质,平行节理深灰色,中厚层状,泥质结构,水平层理,裂隙发育黑色,粉末状,条痕黑褐色,丝绢光泽,属半暗型煤灰色深灰色,泥质结构,滑面裂隙发育,端口平坦,岩芯破碎灰白色,细粒结构,钙质胶结,分选中等,岩石破碎灰色,粉砂质结构,垂直裂隙浅灰白色,中厚层状,泥质结构,含铝质,裂隙发育灰色,薄中厚层状,平行节理,裂隙发育,为方解石充填灰色深灰色,泥质结构,平行节理,端口平坦,岩芯破碎黑色,粉末状,条痕黑褐色,丝绢光泽,属半暗型煤深灰色,中厚层状,泥质结构,水平层理,裂隙发育深灰色,中厚层状,泥质结构,水平层理,裂隙发育中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第5页地 层 特 征 一 览 表 续表121地 层 系 统厚度（m）界系统组平均最小最大主 要 岩 性石 千 峰 组（P ） 310m 上段：砖红色粉砂岩为主，夹细砂岩薄层，含有重矿物，常见钙质结核。下段：为灰白色粗粒石英砂岩夹砖红色砂岩、粉砂岩薄层，含长石及重矿物。与下伏上石盒子组整合接触。上 二迭 统（P2）上石合子 组（P2）约642 由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含1、2、3三个煤层（组），其中32为局部可采煤层。与下伏下石盒子组整合接触。下石盒子 组（P ）04.25031.25573.246 由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，为井田内主要含煤段，其中81、82为主要可采煤层，62、63为局部可采煤层。与下伏山西组整合接触。二叠系（P）下 二迭 统（P1）山西组（P ）76.8711.10885.66 由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含10、11两煤层（组）。与下伏太原组整合接触。上 统（C3）太原组（C3t）127.70 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。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。下段：为厚14.82m的深灰色生物碎屑泥晶灰岩。与下伏本溪组整合接触。古生界（P2）石炭系（C）中 统(C2)本溪组(C2b)43.73 为深灰色钙质泥岩、暗紫色杂色铝质泥岩、铁铝质泥岩为主。与下伏老虎山组假整合接触。2、地质构造涡北井田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块内。井田主体构造表现为一遭受断层（块）切割了的西倾单斜，明显受到区域构造的制约。井田地质构造复杂程度属中等类型，局部中等偏复杂。（1）地层产状及褶曲本区褶曲不甚发育，仅存在一些宽缓的波状起伏，具体表现为：F22断层以东，地层走向近南北，倾角变化不大，一般在27左右。F22断层以西，地层倾角则相对较为平缓，但沿走向有一定的变化。北部宽缓，地层走向近南北，地层倾角在1121之间，一般在17左右。自第8勘探线向南700m水平以深及F3断层以南的地段，地层倾角变陡，由21逐渐变为27，致使南部水平宽度中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第6页减小，地层走向也逐步拐向东南方向。（2）断层根据涡北井田勘探（精查）地质报告，全区共发现断层54条，除F3、F31、F15三条逆断层外，其余均为正断层。断层的展布方向规律明显，除8条近东西方向的断层外，其余断层均在NENW方向之间。按落差大小分：落差30m的断层25条；落差3050m的断层7条；落差50100m的断层12条；落差100m的断层10条。区内F22和F26两条正交断层落差分别为65250m及90310m，将井田分割成四个小区，为井田内主要构造，次生断层较发育。此外，精查地质报告中提出，井田内尚有46个地震解释小于10m的孤立断点。井田构造示意见图121。矿井主要断层特征及控制程度见表122。（3）岩浆岩区内岩浆活动不甚强烈，仅在井田边缘有两个钻孔（61、127孔）见到。根据已有资料分析，岩浆岩的侵入时代应属于燕山期，岩浆岩对井田内煤层、煤质影响的可能性较小。1.3 煤层特征1、煤层本井田二叠纪含煤地层，总厚约990m，含煤2030余层，煤层总厚约2026m。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，为井田主要含煤段。山西组下部含10、11二个煤组，煤层薄。全井田可采和局部可采的有32、62、63、81、82、112等六层煤层，总厚度10.10m，占煤层总厚的44%，其中81、82为主要可采的较稳定煤层，总厚度7.37m，占可采煤层总厚的73%；其它为不稳定的局部可采煤层。（1）32煤层位于上石盒子组下部，为本组唯一可采煤层。煤层厚0.221.75m，平均0.88m，可采指数58%。结构简单，部分见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。F26断层以北厚约0.91.10m，仅个别点不可采，厚度变化不大，可采区连续，趋向于较稳定煤层。F26断层以南煤层厚度变化较大，可采区零星分布。F22断层以东，32煤层仅个别点达可采厚度，无利用价值。F22断层以西厚度一般为1.00m左右，但南部和北部各有一个不可采区。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。（2）62煤层位于下石盒子组下部，上距32煤层平均间距为211.25m，煤层厚01.66m，平均0.58m，可采指数30%。结构简单，少数见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第7页F26断层以北煤层厚度薄，均为可采；F26断层以南煤层厚度在临界可采附近，可采区零星分布，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0.928.96m，平均3.58m，煤层厚01.21m，平均0.53m，可采指数24%。结构简单，少量见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。F25断层以北煤层厚度薄，均不可采；F25断层以南可采区零星分布，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）81煤层位于下石盒子组下部，上距63煤层平均间距29.01m，煤层厚1.197.19m，平均3.96m，可采指数100%。结构简单，1/3见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。F26断层以北煤层厚度一般为35m。F26断层以南煤层厚度变化稍大，一般为24m，全区可采。81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。F26断层以南有三个与82煤层合并区，合并区煤层厚度约78m。（5）82煤层位于下石盒子组下部，上距81煤层06.77m，平均4.45m，煤层厚度1.678.20m，平均3.41m，可采指数100%。结构较简单，1/2见煤点具12层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。F26断层以北煤层厚度趋向于稳定，一般厚24m。F26断层以南煤层厚度变化稍大，一般厚23m。82煤层为较稳定煤层，煤层顶板以泥岩为主，并有少量粉砂岩，底板一般为泥岩。（6）112煤层位于山西组下部，上距82煤层平均间距为103.03m，煤厚01.58m，平均为0.74m，可采指数41%。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，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。可采煤层特征见表123。2、煤质本井田除32、63煤层伴有FM外，其余均为我国稀缺的优质JM。81、82煤层均为中高发热量、中等挥发分、中等偏强粘结性的优质JM。81为低中灰、特低硫、低磷煤。82为中灰、低硫、特低磷煤。各煤层煤质特征见表124。可 采 煤 层 特 征 表 表123 煤 层 结 构顶 底 板 岩 性煤层名称厚 度（m）平均两极值层间距（m）矸石层数结 构稳定性顶 板底 板中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第8页3288. 075. 122. 002简 单不稳定泥岩及粉、细砂岩泥岩及粉、细砂岩211.256258. 066. 1. 0 01简 单不稳定泥岩及粉砂岩泥岩及粉砂岩3.586353. 021. 1001简 单不稳定泥 岩泥岩及粉、细砂岩29.018196. 319. 719. 102简 单较稳定泥岩及粉、细砂岩泥 岩4.458241. 320. 867. 103较简单较稳定泥岩及粉砂岩泥 岩11274. 058. 10103.0302简 单不稳定泥岩及粉砂岩粉 砂 岩中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第9页煤 层 煤 质 特 征 表 表124 项 目煤 层水 分Mad (%)灰 分Ad (%)挥发分Vdaf (%)碳Cdaf (%)氢Hdaf (%)氮Ndaf (%)全 硫St,d (%)磷Pd (%)发热量Qb,d(MJkg)粘结指数GR01胶质层厚度Y（mm）煤 类原煤)16(88. 060. 150. 0)16(11.2261.3793.13)16(64. 0821. 103. 0)10(006. 00091. 0003. 0)14(53.2735.3125.2132精煤)16(13. 900.1297. 6)16(00.2861.3042.24)12(97.8851.9024.87)12(23. 553. 584. 4)12(35. 148. 128. 1)4(98.3297.3382.31)16(8 .906 .977 .76)13(2 .275 .360 .17 FM(11)1/3JM(1)原煤)10(22. 125. 246. 0)10(18.2782.3596.19)8(47. 086. 029. 0)8(011. 0029. 0003. 0)9(49.2500.2908.2362精煤)10(14. 918.1511. 6)10(75.2450.2632.23)6(99.8830.9054.87)6(24. 556. 591. 4)5(30. 134. 129. 1)5(91.3271.3365.30)9(9 .861 .936 .67 )8(9 .185 .210 .10 JM(10)原煤)4(83. 014. 145. 0)4(30.2652.3537.21)4(55. 085. 037. 0)3(009. 0016. 0005. 0)4(90.2532.2856.2163精煤)4(81.1004.1431. 7)4(47.2552.3523.23)4(79.8894.8906.88)4(17. 536. 588. 4)4(35. 137. 132. 1)4(0 .894 .939 .86)4(1 .230 .290 .19FM(1)JM(3)原煤)31(05. 123. 336. 0)31(18.1969.2851.12)28(48. 018. 126. 0)25(014. 0040. 0003. 0)27(85.2851.3183.2481精煤)31(86. 817.1662. 5)31(98.2234.2645.19)26(57.8925.9162.88)26(01. 549. 566. 4)26(53. 167. 130. 1)12(60.3389.3450.31)30(7 .817 .968 .52)30(2 .180 .255 .11JM(31)原煤)33(94. 085. 240. 0)33(49.2060.3478.12)33(51. 027. 131. 0)26(008. 0034. 0002. 0)28(48.2882.3059.2482精煤)33(24. 991.1465. 5)33(63.2206.2545.19)27(72.8974.9036.88)27(98. 454. 530. 4)27(46. 168. 132. 1)11(24.3369.3448.31)32(6 .798 .924 .16)32(2 .180 .250 .11PS(1)JM(32)原煤)8(00. 177. 347. 0)8(02.2005.2712.15)8(73. 257. 592. 0)7(014. 0045. 0003. 0)8(58.2895.3098.25112精煤)8(75. 753.1098. 4)8(83.2116.2538.18)6(97.8909.9139.88)6(95. 430. 558. 4)6(46. 154. 136. 1)1(89.33)8(2 .886 .978 .78)6(8 .185 .255 .16FM(1)JM(7)中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第10页3、煤层层理、节理62、63、81、82煤层内生裂隙发育，32、112煤层内生裂隙较发育。地质报告未对煤层的层理及节理发育情况进行描述。煤样实验室测定资料32煤孔隙率为7.19%18.87%，61煤孔隙率为11.97%12.58%，63煤孔隙率为12.03%12.33%，81煤孔隙率为7.86%8.45%，82煤孔隙率为4.86%10.27%，112煤孔隙率为5.63%。三、其它开采技术条件1、煤层顶底板力学性质本井田可采煤层32、62、63、81、82、112顶板以泥岩为主，其次是粉砂岩，局部细、中砂岩。底板以泥岩为主，其次粉、细砂岩。主要可采煤层8煤组（81、82）顶板泥岩抗压强度11.325.6MPa，岩石力学强度较低，变形模量小，遇水易泥化膨胀、崩解，煤层顶板极易坍塌、冒落，开采过程中容易放顶。细、中砂岩抗压强度39.0159.0MPa，抗拉强度1.594.04MPa，岩石较坚硬致密，抗压强度高，顶板不易坍塌。8煤层底板泥岩抗压强度9.735.6MPa，抗拉强度0.683.40MPa，力学强度低，岩石受压易破碎，局部可能产生底鼓。粉砂岩抗压强度为34.163.2MPa，细砂岩抗压强度55.281.0MPa，岩石坚硬完整，不易发生底鼓现象。按煤炭部试用煤层顶、底板工程地质分类方案（建议），可将本井田煤层顶板分为二类，底板分为一类。2、瓦斯、煤尘和煤的自然倾向（1）瓦斯根据矿井精查地质报告提供的资料， 32、81、82煤层最大甲烷含量分别为6.85、6.96和8.84ml/gdaf，平均含量依次是2.58、2.55、2.47ml/gdaf，属贫甲烷范畴。但根据淮北矿区生产矿经验，矿井生产期间瓦斯较勘探期间有升高趋势。地质报告未对各煤层的煤与瓦斯突出危险性作出评价。四、水文地质1、新生界松散层含、隔水层（组）井田内煤系地层均被新生界松散层所覆盖。松散层厚度受古地形所控制，总体趋势是自东向西逐渐增厚，两极厚度378.80445.40m，平均厚度为404.28m。按其岩性组合及区域资料对比，自上而下可划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组）。（1）第一含水层（组） 底板深度在31.3035.40m之间，平均为33.66m，含水砂层厚度为14.8526.00m，平均20.85m。该层（组）主要由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂，夹23层薄层状砂质粘土组成。据供水总结抽水试验资料：水位标高27.1329.22m，q=0.5341.536L/sm，富水性中等。矿化度0.2990.747g/L，水质类型为HCO3-K+NaMgCa型水。（2）第一隔水层（组）底板深度45.6052.60m，平均为48.35m。隔水层厚6.4013.50m，平均厚度10.10m。由浅黄色及浅棕黄色粘土及砂质粘土，夹13层粉细砂及粘土质砂，富含钙质结核及铁锰结核。分布稳定，隔水性能较好。（3）第二含水层（组）中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第11页底板深度86.3097.10m，平均91.39m。含水层厚度12.0028.50m，平均为20.50m，由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂，夹58层砂质粘土或粘土组成。据供水总结抽水试验资料：水位标高24.4628.01m，q=0.0990.564L/sm，富水性弱中等。矿化度0.8301.51g/L，水质类型为HCO3-K+NaMg型和SO4HCO3CL-K+Na型水。（4）第二隔水层（组）底板深度116.40142.30m，平均为121.48m。隔水层厚度12.8046.50m，平均为22.70m，由棕黄、灰黄及棕红色砂质粘土及粘土，夹13层细砂及粘土质砂组成。分布稳定，隔水性能好。（5）第三含水层（组） 底板深度为260.20297.60m，平均269.70m，含水层厚度69.50124.10m，平均厚100.60m，由深黄、棕黄、棕红、灰白色中砂、细砂、粉砂及粘土质砂，夹58层粘土或砂质粘土组成。顶板一般夹有12层细砂岩（盘），在195225m有12层厚粘土可把该含水层组分为上下两段：上段砂层较厚，一般大于50m，含水较丰富；下段砂层较上段薄，一般为2040m，砂层泥质含量高，含水性比上部差。据供水总结抽水试验资料：上段水位标高14.5622.31m，q=0.4910.8901L/sm，富水性中等。矿化度为0.7911.245g/L，水质类型为HCO3CLK+Na型和HCO3CLSO4K+Na型。经矿泉水指标测试结果，本层水中锶、碘、偏硅酸达到饮用天然矿泉水标准；下段水位标高22.61m，q=0.232L/s.m。矿化度为1.245g/L，水质属HCO3K+Na型，但水的矿化度、氟含量及色度多项指标超过生活饮用水标准，该层水不宜饮用。（6）第三隔水层（组）底板深度在374.80442.20m，平均为403.23m，隔水层厚59.90125.90m，平均厚度93.90m，由灰绿、棕红、灰白色粘土、砂质粘土及钙质粘土，夹410层粉细砂及粘土质砂组成。底部在612线之间有泥灰岩分布，其厚度1.4032.30m，平均厚10.59m。该层组为井田内重要隔水层（组），使其上部的地表水及一、二、三含地下水与下部四含及煤系砂岩裂隙水无直接水力联系。（7）第四含水层（组） 该含水层（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011.35m，平均厚3.43m，其岩性较复杂，多为半固结及固结状砾石及粘土质砂组成。本矿第四含水层（组）分布极不稳定，只是在4线和10线局部地段呈透镜状分布。据107孔抽水试验资料，水位标高33.312m，q=0.0327L/sm，富水性弱。矿化度3.16g/L，水质类型为CLSO4K+Na型。五、勘探程度评述本井田勘探经历了找煤、普查、详查、精查四个阶段，勘探面积约19km2。勘探采用了高分辨率数字地震技术与钻探、数字测井相结合的综合方法，共施工模拟地震测线62条，测长200.0km，物理点8765个；施工数字地震测线67条，测长189.54km，物理点3905个；地质钻探施工钻孔94个，工程量65727.44m，平均每平方公里4.95中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第12页个钻孔；抽水6次，采取煤芯煤样73个，瓦斯样28个，岩石力学样461个，其它样品315个。可行性研究设计阶段，进行了井筒检查孔（3个）的施工，提交了井筒检查孔地质水文报告。通过上述地质勘探工作，对井田可采煤层构造形态及主要褶曲、断裂、煤层厚度、储量、煤质、水文地质条件及其它开采技术条件已查明或基本查明。因此本井田地质勘探程度较高，高级储量比例大，勘探工程质量较好，分析准确、资料齐全。井田精查地质报告经中国煤田地质总局批准，国土资源部矿产咨源储量评审中心给予认定，设计认为基本可以满足矿井设计、生产建设建要。六、存在问题及建议1、根据淮北矿区的特点，新建矿井生产后，都有不同程度的瓦斯涌出量较地质报告增大现象。在今后实际生产中，矿方应组织对主采煤层的瓦斯含量进行鉴定工作，推算出瓦斯含量及压力随采深增加的递增关系，对矿井原有瓦斯资料进行修正，以便较准确地预测出矿井生产各时期的瓦斯涌出量，为安全生产服务。2、根据6753等6个钻孔的启封检查结果，有2个钻孔存在封孔界面下降较多，实际封闭深度达不到设计深度，封孔结论为不合格。同期施工的还有6754等钻孔，今后生产中应采取启封等相应措施。3、本矿井开采煤层厚度大，而地面村庄较多，因此村庄塌陷变形不可避免，特别是地面河流随开采塌陷，必须对河堤整治和加高。生产中应统筹安排和落实，以保证矿井开采顺利进行。4、由于井田内构造较发育，且中深部对太原组灰岩水的水文勘探工作较少，为确保建井期间的施工安全，设计建议在施工准备期间可利用部分钻探工程对太原组灰岩富水性作进一步的勘探工作。5、对断层的含水性及导水性结论是根据断层破碎带的岩性、简易水文和单孔抽水试验作出的，论据欠充分。建议对有关断层、尤其是F25、F22、F26断层进行群孔抽水试验，以进一步确定断层的含水性及导水性。6、在下一步的补充勘探中，应将对陷落柱的勘探作为重点之一，以保证矿井生产安全。如发现有陷落柱，则必须查明陷落柱顶面到达的岩（煤）层高度、陷落柱定位、陷落柱对煤层开采的影响程度，陷落柱的导水性、预计的涌水量等。如没有发现如发现有陷落柱，则必须在补充勘探报告中明确排除。7、本井田水文地质条件比较复杂，井田内各含水层之间的水力联系通道不清楚，含水层的裂隙发育情况以及含水层间的水力补给情况有待于进一步查明，含水层横向富水性及块段间的差异也应当查清。这些都应在矿井建设期间补充完整。应对各含水层进行群孔抽水试验，并建立各含水层的水文观测孔。8、各煤层缺少各煤层的抗张强度，这些都应在矿井建设期间补充完整。9、本矿井开采深度大，地应力相对较大，具有瓦斯突出所必需的“动力”，由于地质报告未对煤与瓦斯突出作出评价，在井巷施工及矿井生产中，应进一步测定煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数等有关参数，对矿井的瓦斯涌出动力现象做进一步的分析和鉴定。对煤与瓦斯突出作出评价，以便为预防煤与瓦斯突出提供依据。10、矿井建设及生产期间的补充勘探，建议将电法勘探加入，以查明各含水层及断中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第13页层的含水性，进一步摸清小构造发育规律，确保矿井顺利投产和安全稳定生产。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第14页2 井田境界及储量2.1 井田境界涡北矿井井田境界为：南起F9断层，北至刘楼断层；东起太原组第一层灰岩顶面的隐伏露头线，西止于32煤层1000m水平等高线的地面投影线。平面上呈一不规则的矩形，南北长约6km，东西宽约3.2km，面积约19km2。井田南部边界F9断层落差大于280m、北部边界刘楼断层落差大于1000m，受该两条边界大断层切割，本井田成为独立井田。勘探范围内煤层埋深4001000m，1000m以深煤层尚未勘探。由于1000m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井田赋存状况示意图如图2-1-1表2-1-1 矿区范围拐点坐标 点号X坐标Y坐标点号X坐标Y坐标13713000.0039426166.0093715340.0039423675.0023711790.0039426350.00103717196.0039423892.0033710954.0039425334.00113717440.0039426657.0043710656.0039423941.00123716895.0039426715.0053711430.0039423814.00133716525.0039426638.0063713036.0039423814.00143715461.0039426854.0073713600.0039422546.00153715106.0039426215.0083714270.0039423920.00163713750.0039426296.00中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第15页F2 F1 -400-500-600-400-500-600-700-800-900-1000-400-500-600-700-800-900-1000F1 = 35 70 H = 180 250mF2 = 40 70 H = 90 200mF2 F1 图图2-2-1 井田赋存状况示意图井田赋存状况示意图中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第16页2.2 矿井工业储量1）地质资料依据（1）安徽省煤田地质局勘查研究院于1997年6月提交的安徽省涡阳县涡北井田勘探（精查）地质报告；（2）2002年8月安徽三队提交的涡北矿井井筒检查孔竣工报告；（3）2003年11月煤炭科学研究总院西安分院提交的涡北矿业集团有限责任公司涡北煤矿南一采区三维地震勘探报告；（4）2006年10月西安分院提交的涡北煤矿北四采区三维地震勘探中间成果资料；（5）矿方提供的建井过程中揭露的地质资料。2）储量计算基础（1）本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算，炼焦用煤最低开采厚度为0.7 m，最高灰分不得超过40%，最高硫分不得超过3%；（2）储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05 m时，与煤分层计算，复杂结构煤层的夹矸总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；（3）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，本次储量计算只针对主采煤层，采用地质块段的算术平均法；（4）煤层容重:主采煤层8煤层平均容重为1.40 t/m3。3）井田地质勘探本井田历经找煤、普查、详查、精查四个阶段，勘探面积约19.2 km2。根据煤、泥炭地质勘查规范本次估算资源储量钻探工程基本线距见表2-2-1。 表表2-2-1 资源储量资源储量钻探工程基本线距表钻探工程基本线距表各级储量钻探工程基本线距 /m煤层类型煤层探明的控制的推断的稳定煤层8500100020004）储量计算本勘探区主采煤层为8煤层，采用地质块段法来划分储量块，根据等高线和钻孔的疏密程度将矿体划分为甲乙丙丁戊己六个块段，井田块段划分如图2-2-1，用算术平均法求得各块段的储量，地质资源储量即为各块段储量之和。本煤层倾角一般在14 22之间，平均倾角为16，采用煤层垂直厚度及煤层水平投影面积估算储量，估算公式如下： Zi = SiMiRi10-6 （2-1） 式中：Zi各块段地质资源储量储量，Mt；Si各块段的真实面积，m2；Mi各块段煤层的厚度，取平均值为8.2 m；Ri各块段内煤的容重，取平均值为1.40 t/m3。由上式可计算出各块段的地质储量见表2-2-2。表表2-2-2 各块段的工业储量各块段的工业储量中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第17页序号平均倾角/（）平均厚度/m容重/tm-3水平面积/m2真实面积/m2地质资源储量/Mt甲158.21.402325830.82403125.027.59乙148.21.403542516.83643087.641.82丙208.21.401604278.81717245.719.71丁148.21.401085470.11120024.412.86戊158.21.403233309.23354028.638.50己228.21.402840705.13059263.235.12所以矿井的地质资源储量是各块段储量之和：即：Z = Z甲+ Z乙+ Z丙+ Z丁+ Z戊+ Z己= 175.61（Mt）其中探明的60%、控制的30%、推断的10%，探明的包括111b和2M11，控制的包括122b和2M22，推断的为333，矿井各级储量分类见表2-2-3。表表2-2-3 矿井地质资源分类表矿井地质资源分类表矿井地质资源储量 /Mt探明的控制的推断的60%30%10%80%20%80%20%100%111b2M11122b2M2233384.2921.0742.1510.5417.562.2.1工业资源工业资源/储量储量矿井工业储量是指地质资源量经可行性评价后，其经济意义在边际经济及以上的基础储量的内蕴经济的资源储量乘以可信度系数之和,计算公式如下：Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k （2-2）式中：Zg 矿井工业资源/储量，Mt；111b 探明的资源量中的经济的基础储量，Mt；122b 控制的资源量中的经济的基础储量，Mt；2M11 探明的资源量中的边际经济的基础储量，Mt；2M22 控制的资源量中的边际经济的基础储量Mt；333 推断的资源量，Mt；k 可信度系数，取0.7 0.9，井田地质构造简单、煤层赋存稳定k值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定k值取0.7，本井田地质构造中等简单、煤层赋存稳定，因此k值取0.8。根据公式2-2及表2-2-3中的数据计算得172.09 Mt。此储量为8煤层的地质资源储量由于另外两层煤厚度小且为局部可采煤层，因此本设计中把此储量作为矿井的工业/资源储量。2.2.2 矿井可采矿井可采/资源储量资源储量1）安全煤柱留设原则（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；（2）各类保护煤柱按垂直剖面法确定，用表土层移动角、上山移动角中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第18页、下山移动角、走向移动角确定工业场地、村庄煤柱；（3）维护带宽度15 m，风井场地20 m，其他15 m；（4）断层煤柱宽度50 m，井田边界煤柱宽度20 m；（5）根据毕业设计制图标准工业广场占地面积取300400 m。2）矿井永久保护煤柱损失量（1）井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设20 m宽，井田边界保护煤柱损失量为3.92 Mt。（2）断层保护煤柱断层煤柱留设50 m，断层保护煤柱为10.36 Mt。（3）工业广场保护煤柱本矿井设计生产能力为1.5 Mt/a，工业广场尺寸为300400 m，按照煤柱留设原则中岩层移动角，采用垂直剖面法按下式计算： Z = SMR10-6 （2-3）式中：Z工业广场煤柱量，Mt；S工业广场煤柱真实面积，m2；M煤层平均厚度取8.2 m；R煤层的容重，取平均值为1.40 t/m3。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第19页F2 F1 -40027.59Mt 1541.82Mt 1419.71Mt 2012.86Mt 1438.50Mt 1535.12Mt 22-500-600-400-500-600-700-800-900-1000-400-500-600-700-800-900-1000F1 = 35 70 H = 180 250mF2 = 40 70 H = 90 200mF2 F1 利用垂直剖面法得到工业广场保护煤柱的水平投影面积，有表土层移动角=55、上山移动角=72、下山移动角=78、走向移动角=55，工业广场保护煤柱示意图如图2-2-2。图图2-2-2 井田块段划分示意图井田块段划分示意图中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第20页（4）井筒及大巷保护煤柱 主副井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，矿井主要大巷均布置在煤层底板的岩层当中，无需留设保护煤柱，故井筒和大巷的保护煤柱均为零。（5）经济不可采煤层3、11煤层局部可采，属不稳定煤层，计算可采储量时将其扣除。综合以上内容，保护煤柱损失量见表2-2-4。表2-2-4 保护煤柱损失量序号煤 柱 类 型储量 /Mt1井田边界保护煤柱3.922断层保护煤柱10.363工业广场保护煤柱11.54井筒及大巷保护煤柱0.003）矿井设计资源储量根据采矿专业毕业设计文件规定，矿井设计资源储量卡按下式计算：Zs = Zg - P1 （2-4）式中：Zs矿井设计资源储量，Mt；P1井田边界和断层保护煤柱，Mt。则有 Zs =172.09- 3.92-10.36=157.81（Mt）4）矿井设计可采储量矿井设计可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：Zk=（Zs-P2）C （2-5）式中：Zk矿井设计可采储量，Mt；P2工业广场保护煤柱、井筒及大巷保护煤柱，Mt；C采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；本设计煤层8.2 m属厚煤层，因此采区采出率取0.75。则有 Zk =（157.81-11.5）0.75=109.73（Mt）矿井储量汇总表见表2-3-1。表2-4 矿井储量汇总表煤层地质资源储量/Mt工业资源储量/Mt设计资源储量/Mt设计可采储量/Mt8175.61172.09157.81109.73中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第21页-100-200-300-400-500-600-700-800-900-10000-100-200-300-400-500-600-700-800-900-1000-100-200-300-400-500-600-700-800-900-100000ABDCabdc=55=72=78=550-100-200-300-400-500-600-700-800-900-1000-700-600-500-400-600图图2-2-2 工业广场保护煤柱示意图工业广场保护煤柱示意图中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第22页3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定矿井设计年工作日为330 d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6 h。矿井每昼夜净提升时间为16 h。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 矿井设计生产能力确定依据矿井设计生产能力确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定，矿区规模可依据以下条件确定：（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2 矿井设计生产能力矿井设计生产能力涡北井田储量丰富，煤层赋存较稳定，地质条件为中等简单，煤层为厚度变化不大的缓倾斜煤层，煤质为国内稀缺的优质焦煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定涡北矿井设计生产能力为1.5 Mt/a。3.2.3 矿井服务年限矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。根据煤炭工业矿井设计规范要求，矿井设计生产能力在1.2 2.4 Mt/a范围之内，矿井设计服务年限应大于50 a，煤层倾角小于25第一开采水平服务年限应大于25 a。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：T=Zk /（AK ） （3-1）式中：T矿井服务年限，a；Zk矿井设计可采储量，Mt；A矿井设计生产能力，Mt/a；K矿井储量备用系数，取1.3。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第23页则矿井服务年限为：T = 109.73/（1.51.3）= 56.3（a）大于50 a符合煤炭工业矿井设计规范要求。第一水平矿井保护煤柱损失量见表3-2-1。第一水平可采储量为53.39 Mt，所以第一水平服务年限T1为：T1 = 53.39/（1.51.3）= 27.4（a）大于25 a符合煤炭工业矿井设计规范要求。表3-2-1 保护煤柱损失量序号煤 柱 类 型储量 /Mt1井田边界保护煤柱1.962断层保护煤柱5.183工业广场保护煤柱11.54井筒保护煤柱0.003.2.4 井型校核井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力井田内8煤平均厚度8.2 m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面保产。（2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，主立井采用箕斗运煤，副立井采用罐笼辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第24页4 井田开拓4.1 矿井开拓的基本问题4.1.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题本井田为全隐蔽型井田，新生界地层较厚，一般在400420m，煤层埋藏深，一般在4501030m，故采用立井开拓方式。井田范围地表平坦开阔，无不良地质工程，地面条件对井口位置选择影响不大，而影响和制约的主要因素为煤层赋存条件和地质构造。设计对影响井口及工业场地位置选择的各种因素进行了综合分析。影响井口及工业场地位置选择的主要因素：（1）、块段储量大，勘察程度较高，单位面积内断层相对较少，具有良好的布置综合机械化开采的条件，井位选择应尽可能少压上述块段的煤。（2）老子庙为省级文物保护单位，因此井位选择必须避开老子庙，但宜考虑工广煤柱与老子庙保护煤柱等永久性煤柱的结合。（3）井位选择要结合开拓部署，开拓巷道应避开太灰与煤系地层对盘，确保施工和生产安全。（4）井田东南有濉（溪）阜（阳）铁路通过，涡阳车站距井田中心约6km，龙山车站距井田中心约11km。井田东部边界有涡阳永城公路通过。（5）井田西南有涡河及其支流武家河，要考虑水运的可能性。（6）尽量处于井田的储量中心（6874孔附近），以降低井下运营费用。（7）首采块段应当选择勘探程度比较高、储量丰富的块段或块段浅部。（8）井田内断层比较多，井位选择应避免井筒穿断层。4.1.2 确定井筒形式、数目、位置及坐标确定井筒形式、数目、位置及坐标(1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带输送机有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长、辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第25页立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角中等，平均16 ，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小；地势平坦，表土层较厚，只能采用立井开拓。2）主副井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少。（1）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村。（2）井田两翼储量基本平衡。（3）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层。（4）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。工业广场宜少占耕地，少压煤。（5）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井主副井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距39425052.4 m，纬距3713977.9 m。副井井筒中心位置：经距39425031.9 m，纬距3714043.0 m。3）风井井口位置的选择应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。边界风井布置在井田边界之外，减少了煤柱损失。4.1.3 工业场地的位置工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，0.6 1.1公顷/10万吨，确定地面工业场地的占地面积为12公顷即12104 km2，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为400 m，宽为300 m。4.1.4 开采水平的确定开采水平的确定本矿井煤层露头标高为-380 m，煤层埋藏最深处达-1000 m，垂直高度达630 m，根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200 350 m，因此必须采用多水平开采，由于本矿被F1走向大断层划分为东西两部分，其中任何一部分均不能划分为两个阶段，结合阶段斜长考虑，决定本井田划分为两个水平或三个水平。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第26页4.1.5 主要开拓巷道主要开拓巷道1）运输大巷的布置由于运输大巷服务年限较长，且煤层的顶底板均为泥岩，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将大巷布置在距煤层底板大约30 m处的细砂岩中。岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓。2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在煤层底板中。煤层底板为坚硬的细砂岩。维护费用较低。4.1.6 矿井开拓延伸矿井开拓延伸本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：立井直接延伸；暗斜井延伸。立井直接延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，暗斜井主井内铺设胶带输送机，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.7 方案比较方案比较1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井两水平开拓，暗斜井延伸主、副井井筒均为立井，第一水平设在-700 m，第二水平采用暗斜井延伸至-1000 m，大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右，均采用采区准备方式上山开采，采用中央边界式通风，如图4-1-1。方案二：立井两水平开拓，立井直接延伸主、副井井筒均为立井，第二水平延伸采用立井直接延伸，水平和大巷布置同于方案一采用中央边界式通风，如图4-1-1。方案三：立井两三水平开拓，暗斜井延伸主、副井井筒均为立井开拓，第一水平布置同于方案一，第二水平布置在-860 m，三水平布置在-1000 m，二水平采用立井直接延伸，三水平采用暗斜井延伸。大巷布置及通风方式同于方案一，如图4-1-2。方案四：立井三水平开拓，暗立井延伸主、副井井筒均为立井开拓，第二水平采用立井直接延伸，三水平为减少石门工程量采用暗立井延伸，水平及大巷布置同于方案三，采用中央边界式通风，如图4-1-2。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第27页所提四个方案水平数目均相同，区别在于井筒延伸形式和工作面布置以及由此及起的部分基建、生产费用不同。2）开拓方案技术比较方案一与方案二的区别在于二水平延伸是暗斜井延伸还是立井延伸，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的立井开凿和井底车场开凿费用没有比较。由方案粗略经济比较（见表4-1-1）可知，比较结果是方案二的粗略估算费用比方案一的费用高3.4，方案一在经济上占优，而且二水平采用暗斜井延伸，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时不干扰现行矿井的正常生产，综合考虑选择方案一。+32-150-350-550-750-950+32-150-350-550-750-950 -主井副井 750m 20 1053m/1072m 18/15 -700m -1000m - 750m 20 1053m/1072m 18/15+32-150-350-550-750-950+32-150-350-550-750-950 -700m -1000m主井风井副井风井图图4-1-1 方案一、方案二开拓方案剖面图方案一、方案二开拓方案剖面图方案三与方案四的区别也仅在于三水平延伸是暗斜井延伸还是暗立井延伸，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的立井开凿和井底车场开凿费用没有比较。由方案粗略经济比较（见表4-1-2）可知，比较结果是方案四的粗略估算费用比方案三的费用高4.3，方案三在经济上占中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第28页优，采用暗斜井延伸的优点同上综合考虑选择方案三。方案一和方案三最下水平均采用暗斜井延伸，不同之处在于水平设置不同，因此相应的大巷、车场、石门工程量及上山的运输维护费用等都会不同，+32-150-350-550-750-950+32-150-350-550-750-950+32-150-350-550-750-950+32-150-350-550-750-950 -主井副井 -主井副井 750m 20 1053m/542m/530m 18/15 -700m -860m -1000m 750m 20 1053m/542m/530m 18/15 -700m -860m -1000m风井风井图图4-1-2 方案三、方案四开拓方案剖面图方案三、方案四开拓方案剖面图因此需要进行详细经济比较以确定最终方案。3）开拓方案详细经济比较方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和费用汇总，分别计算于下列表中：见表4-1-3、表4-1-4、表4-1-5表4-1-6并汇总与表4-1-7中。方案一和方案三比较，初期建井费用相同，但方案三的基建费用和生产经营费用分别比方案一高出14.8%和6.1%，总费用也比方案1高出6.2%，方案三除初期基建费与方案一持平外，基建工程费（初期+后期）和生产经营费比方案一高出14.8%和6.1%，所以认为方案一相对较优，从建井工期来看，两个方案一水平设置、初期建井工程量均相同，从开采水平接续来看，方案三需延伸两次存在立井延伸中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第29页方案一仅需延伸一次且采用暗斜井延伸，对生产的影响方案一更少。表4-1-1 方案一、方案二粗略经济比较方案一粗略经济费用项 目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元表土段0.000.000.00主暗斜井开凿基岩段114.536751420.80420.80表土段0.000.000.00副暗斜井开凿基岩段114.538811444.39444.39井底车场岩巷8029121232.97232.97基建费用小计1098.15项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元暗斜井提升1.239591.1454.826110.40立井提升1.239590.74510.236101.33项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水280876020.31.99460.45项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元运输1.239591.3023.823505.06生产费用小计95177.23合计96275.39百分比100方案二粗略经济费用项 目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元表土段0.000.000.00主立井开凿基岩段3058402.0175.21175.21表土段00.00.00副立井开凿基岩段3067179.6201.54201.54井底车场岩巷10029121291.21291.21基建费用小计667.95项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.239591.0458.542198.98项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水280876020.31.5257593.26项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元运输1.239592.7173.849050.11生产费用小计98842.35合计99510.30百分比103.4表4-1-2 方案三、方案四粗略经济比较中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第30页排水28087608.881.94138.36项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元运输1.217321.5623.812336.55小计37291.55合计37890.23百分比100方案四粗略经济费用项 目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元表土段0.00 0.00 0.00 主立井开凿基岩段1458402.0 81.76 81.76 表土段000.00 副立井开凿基岩段1467179.6 94.05 94.05 井底车场岩巷10029121291.21 291.21 基建费用小计467.02项目系数煤量/万t提升距离/km基价/元t-1km-1费用/万元立井提升1.217321.0458.518461.39 项目涌水量/m3h-1时间/h服务年限/a基价/元t-1km-1费用/万元排水28087608.881.5253321.58 项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元t-1km-1费用/万元运输1.217322.1883.817280.65 生产费用小计39063.62合计39530.64百分比104.3在上述经济比较中需要说明的是：（1）两方案的各采区布置均采用两条上山，且这些上山的开掘单价近似相同，考虑到全井田采区上山的总开掘长度相同，即两方案的的采区总开掘费用近似相同，故未对比计算，采区上部、中部和下部车场的数目在两方案中虽略有差别，但基建费的差别较小，故也未予计算。（2）采区上部、中部和下部车场的维护费用均按采区上山维护费用的20% 计算，采区上山的维护单价按受采动影响与未受采动影响的平均维护单价估算。（3）立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。（4）本次估算基建费单价按实际数据在开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准中查得，生产费用按新版采矿学的单价乘以10倍计算。表4-1-3 方案一和方案三的建井工程量项目/m方案一方案三主立井表土段375基岩段350+20表土段375基岩段350+20副立井表土段375基岩段350+5表土段375基岩段350+5井底车场10001000石门537537运输大巷15201520初期轨道大巷15201520主斜井1145484副斜井1145484主立井0160副立井0160后期井底车场8001800中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第31页石门4501632运输大巷13882268轨道大巷13882268表4-1-4 方案一和方案三的生产经营工程量项目方案一方案三运输提升系数煤量/万t运距/km工程量系数煤量/万t运距/km工程量一区段1.2496.030.87519.051.2496.030.872519.05二区段1.2496.030.65389.281.2496.030.654389.28三区段1.2496.030.44259.521.2496.030.436259.52东一采区四区段1.2496.030.22129.761.2496.030.218129.76一区段1.2692.110.56468.421.2692.110.564468.42二区段1.2692.110.38312.281.2692.110.376312.28东三采区三区段1.2692.110.19156.141.2692.110.188156.14一区段1.2535.670.84542.531.2535.670.844542.53二区段1.2535.670.63406.891.2535.670.633406.89三区段1.2535.670.42271.261.2535.670.422271.26西二采区四区段1.2535.670.21135.631.2535.670.211135.63一区段1.2636.330.54414.631.2636.330.543414.63二区段1.2636.330.36276.421.2636.330.362276.42采区上山西四采区三区段1.2636.330.18138.211.2636.330.181138.21续表4-1-4 方案一和方案三的生产经营工程量运输提升系数煤量/万t运距/km工程量系数煤量/万t运距/km工程量一区段1.20.000.000.001.2556.790.531354.79二区段1.20.000.000.001.2556.790.354236.52采区上山西六采区三区段1.20.000.000.001.2556.790.177118.26东一采区1.22345.21.23368.571.22345.21.1973368.57东三采区1.22768.51.464860.291.22768.51.4634860.29西二采区1.22678.40.441414.171.22678.40.441414.17一水平9643.039643.03二水平1.23579.41.35562.311.219091.5633580.50大巷运输三水平0.001.21670.41.5633132.93东一采区1.22345.20.541511.211.22345.20.5371511.21东三采区1.22768.50.541783.991.22768.50.5371783.99西二采区1.22678.40.451446.311.22678.40.451446.31一水平4741.514741.51二水平1.23579.40.451932.851.219091.0952508.41石门运输三水平1.20.000.000.001.21670.41.0952194.85一水平1.277920.736779.001.277920.7256779.00二水平1.23579.40.733114.031.219090.8852027.35立井提升三水平1.20.000.000.001.21670.40.8851773.92斜井提升1.23579.41.154918.031.21670.40.484970.15项目系数距离/万m年限/a工程量系数距离/万m年限/a工程量维东一采区1.2108913.01.701.2108913.01.70中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第32页东三采区1.275015.21.371.275015.21.37西二采区1.2105314.71.861.2105314.71.86一水平4.924.92二水平1.2107219.42.501.254210.80.70护采区上山三水平1.20.000.000.001.25309.60.61项目/ m3涌水量时间年限工程量涌水量时间年限工程量一水平180876042.96764.47180876042.96764.47二水平180876019.43058.99180876010.81702.94排水三水平0.000.000.000.0018087609.61513.73表4-1-5 方案一和方案三的基建费方案一方案三项 目工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元主立井表土段37520103.1753.8737520103.1753.87主立井基岩段3705840.2216.093705840.2216.09副立井表土段37521718.6814.4537521718.6814.45副立井基岩段3556717.96238.493556717.96238.49井底车场10002912.1291.2110002912.1291.21石门5372478.4133.095372478.4133.09运输大巷15202811.3427.3215202811.3427.32轨道大巷15202919.9443.8215202919.9443.82初 期小计3318.333318.33主斜井11453675.1420.804843675.1177.87副斜井11453881.1444.394843881.1187.85主立井05840.20.001605840.293.44副立井06717.960.001606717.96107.49井底车场8002912.1232.9718002912.1524.18石门4502478.4111.5316322478.4404.47运输大巷13882811.3390.2122682811.3637.60轨道大巷13882919.9405.2822682919.9662.23后期小计2005.172795.14总计5323.506113.47比较百分比100%114.8%表4-1-6 方案一和方案三的生产经营费项目方案一方案三运输提升工程量/m单价/万元m费用/万元工程量/m单价/万元m费用/万元一区段519.055.082636.75519.055.082636.75二区段389.286.522538.13389.286.522538.13三区段259.527.591969.78259.527.591969.78东一采区四区段129.768.321079.62129.768.321079.62一区段468.425.082379.57468.425.082379.57二区段312.286.522036.07312.286.522036.07东三采区三区段156.147.591185.10156.147.591185.10一区段542.538.324513.82542.538.324513.82二区段406.895.082067.03406.895.082067.03三区段271.266.521768.64271.266.521768.64采区上西二采区四区段135.637.591029.44135.637.591029.44中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第33页一区段414.636.542711.70414.636.542711.70二区段276.427.622106.33276.427.622106.33西四采区三区段138.218.621191.38138.218.621191.38一区段0.000.000.00354.798.733097.29二区段0.000.000.00236.528.962119.26三区段0.000.000.00118.269.321102.20山西六采区小计29213.3635532.11一水平9643.033.9237800.699643.033.8537125.68二水平5562.313.8121192.403580.503.9214035.57三水平0.000.000.003132.933.8111936.45大巷运输小计58993.0963097.70一水平4741.513.9218586.734741.513.8518254.82二水平1932.853.817364.152508.413.929832.98三水平0.000.000.002194.853.818362.39石门运输小计25950.8936450.19一水平6779.0013.2089482.756779.0013.2089482.75二水平3114.038.5026469.292027.3511.2022706.29三水平0.000.000.001773.9228.5015078.34立井提升小计115952.05127267.38续表4-1-6 方案一和方案三的生产经营费项目方案一方案二运输提升工程量/m单价/万元m费用工程量/m单价/万元m费用/万元4918.034.0019672.11970.154.003880.58斜井提升小计135624.15131147.96运提费合计249781.49266227.96一水平4.92350.001723.524.92350.001723.52二水平2.50350.00873.470.70350.00245.85维护采区上山三水平0.000.000.000.61350.00213.70维护费合计2596.982183.06项目工程量/万m3单价/元m-3费用/万元工程量/万m3单价/元m-3费用/万元一水平6764.470.8395675.396764.470.8395675.39二水平3058.991.5254664.961702.941.3292263.21排水三水平0.000.000.001513.731.5252308.44排水费合计10340.3510247.04总计262718.83278658.07百分比100%106.1%表4-1-7 方案一和方案三的费用汇总方案1方案3项 目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费3318.33100.003318.33100.000基建工程费5323.50100.006113.471.148生产经营费262718.83100.00278658.071.061总费用271360.66100.00288089.871.062中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第34页综上所述：综合经济、技术和安全三方面的考虑，方案一是最优方案，最终选用立井两水平暗斜井延伸作为本设计的开拓方案。4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒井筒由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田边界设置边界风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此主井、副井及风井均采用圆形断面选自巷道断面图册。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5 m，断面积33.18 m，井筒内装备一对16 t的双箕斗，井壁采用混凝土支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4-2-1,主要参数见表4-2-1。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.2 m，断面积40.71 m，井筒内装备一对1 t矿车双层四车窄罐笼，一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤，井壁采用混凝土支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面如图4-2-2主要参数见表4-2-2。3）风井风井位于工业广场保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径6 m，净断面19.63 m，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达400 mm，风井断面如图4-2-3，主要参数见表4-2-3。4.2.2 井底车场及硐室井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：（1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第35页（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。1850300185024002150155015506801550155068029001584504501581:50井筒特征井 型井筒直径井 深净 断 面 积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.5 Mt/a6.5 m700 m提升容器井筒支护两 套 16 t 箕 斗 带 平 衡 锤混 凝 土 井 壁 厚 450 mm充 填 混 凝 土 厚 50 mm井筒中心线井筒中心线1800505033.18 m244.18 m244.18 m2 图图4-2-1 主井井筒断面主井井筒断面表4-2-1 主井井筒主要参数特征表井型1.5 Mt/a井筒直径6.5 m井深700 m提升容器两套16 t箕斗带平衡锤净断面积33.18 m2基岩段毛断面积44.18 m2井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土厚50 mm中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第36页表土段毛断面积44.18 m2607007001901403139662868014041024102421916366045001000224047505190D7200井筒特征井 型井筒直径井 深净 断 面 积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.5 Mt/a7.2 m700 m提升容器井筒支护混 凝 土 井 壁 厚 500 mm表 土 段 井 壁 厚 1000 mm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40.71 m266.47 m278.54 m2150井 筒 中 心 线井 筒 中 心 线图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井筒直径7.2 m井深700 m提升容器一对1 t矿车双层四车窄罐笼一对1 t矿车双层四车窄罐笼带平衡锤净断面积40.71 m2基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积78.54 m2井筒支护混凝土井壁厚500 mm表土段井壁厚50 mm中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第37页井筒特征150900900652333006001601520400400600400D6000井 筒 中 心 线井 筒 中 心 线井 型井 筒 直 径井 深净 断 面 积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.5 Mt/a6.0 m307 m28.27 m236.32 m250.26 m2图4-2-3 风井井筒断面表4-2-3 风井井筒主要参数特征表1井型1.5 Mt/a2井筒直径6.0 m3井深700 m4净断面积307 m25基岩段毛断面积36.32 m26表土段毛断面积50.26 m2根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图4-2-4。2）空重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0 1.5倍列车长。辅助运输采用MG1.7-中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第38页6A型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为240010501200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为450010601550。每列车15节车厢。一列车的长度：L=4500240015=40.（m）副井空重车线的长度L1：L1 40.51.5 = 60.75（m）所选车场的副井空重线的长度均130 m，长度均大于60.75 m，所选的车场符合要求换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80 m，可同时对两套电机车进行换装，硐室内一端布置2台40 m行程的10 t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一端布置2台一组的20 t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。4）硐室（1）主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为4545 t，所以需要煤仓容量为681.8 t，设置一个直径为6 m，有效装煤高度16 m的圆筒煤仓，总容量约712 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第39页1122345671189910102）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1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-辅助运输大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-卸载站；12-煤仓图图4-2-4 井底车场平面图井底车场平面图中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第40页成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓的主仓和副仓之间距离为20 m。矿井正常涌水量为260 m3/h，最大涌水量为280 m3/h，所需水仓的容量为：Q0 = 3408= 2720（m3）根据水仓的布置要求，水仓的容量为: Q=SL （4-1）式中：Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.15 m2；L水仓长度，279.76 m；则有 Q = 8.15279.76= 2280（m3）由上式计算得知：Q Q0，故设计的水仓容量满足要求。（3）其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。4.2.3 主要开拓巷道主要开拓巷道1）运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，用架线式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求，不设专用人行道。运输大巷宽度可由下式计算：B1=b+d1+d2+d3+c （4-2）式中：B1运输大巷宽度，mm； B 输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道取800 mm，采区巷道一般取300500 mm； d1胶带输送机宽度，d11400+120=1520 mm； d2架线电机车的宽度，d21060 mm； d3架线电机车与皮带机间距，d3310 mm； c矿车与巷壁距离，取910 mm。B1=800+1520+1060+310+910=4600 mm运输大巷的断面和特征表如图4-2-5，运输石门选用的断面与运输大巷相同。2）辅助运输大巷辅助运输大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道。 B2=a+b+d1+d2+ c （4-3）中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第41页式中：B2轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1300 mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580 mm，采区巷道一般取300500mm，本断面取610 mm；d1、d2架线电机车的宽度，d1d21060 mm；c架线电机车的间距，630 m。B2 = 1300+610+1060+1060+630 = 4600（mm）轨道大巷的断面和特征表如图4-2-6，回风石门选用的断面与运输大巷相同。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第42页1520310106074090015001800360039001003601600围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm净掘宽高喷射厚度锚杆/mm型式外露长度排列方式间排距 锚深 规格净周长/m百米风阻/Pa围岩类别掘进工程量/m3巷道墙脚锚杆数量/根材料消耗量喷射材料/m3铺底/m3锚杆重量/kg注眼树脂/kg托板铁/kg木/个钢筋/kg粉刷面积/m2岩石 17.00.0413.11.0840.7443.2325.4110.1岩石 14.2 16.2 4800 3900 100钢筋砂浆100矩形 8001600 190016 14.4200086091016001440 /mm150每米工程量及材料消耗量表断 面 特 征 表460080048002002300100 图4-2-5 运输大巷断面中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第43页65010601060112058015023001004200220460010041001190170017204800118015801800640围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm净掘宽高喷射厚度锚杆/mm型式外露长度排列方式间排距 锚深 规格净周长/m百米风阻/Pa围岩类别掘进工程量/m3巷道墙脚锚杆数量/根材料消耗量喷射材料/m3铺底/m3锚杆重量/kg注眼树脂/kg托板铁/kg木/个钢筋/kg粉刷面积/m2岩石 17.60.0216.81.1255.7455.4432.5910.4岩石 15.5 17.6 4800 4200 100树脂锚杆100菱形 8002000 210016 15.0 /mm每米工程量及材料消耗量表断 面 特 征 表图4-2-6 轨道大巷断面中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第44页5 准备方式采区巷道布置5.1 煤层地质特征5.1.1 采区位置采区位置设计首采区东一采区位于井田东翼，F1断层东部，F2断层南部。5.1.2 采区煤层特征采区煤层特征采区所采煤层为8号煤层，煤层结构简单，煤层赋存稳定，结构较复杂，为黑色，粉末状碎块状，黑色条痕，玻璃油质光泽，半亮光亮型，局部含少量黄铁矿颗粒。硬度f=2.3，不规则断口，内生裂隙发育，性脆易碎，为半亮光亮型煤。煤的工业牌号为31，煤层平均厚度8.2 m，煤层平均倾角20。煤的容重1.40 t/m3。采区的相对瓦斯涌出量0.81 m3/（td），绝对瓦斯涌出量2.5 m3/min，该采区属于低瓦斯采区。本采区煤尘具爆炸危险性，煤尘爆炸性指数在25%左右；煤层有自燃发火倾向； 地压显现不明显，井田内煤层为不易自燃煤层。5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况煤层顶底板岩石构造情况基本顶为细中砂岩，厚度18.04 23.05 m，平均21.17 m，浅灰灰白色，中厚层状，细中粒砂岩。以石英，长石为主，硅、铁胶结，裂隙发育。直接顶为粉砂质泥岩，厚度0.92 2.61 m，平均1.86 m，浅灰灰白色，层状。粉中粒砂岩里段局部为粗砂岩，垂直裂隙发育。直接底为泥岩，1.69 5.28 m，平均3.5 m，灰深灰色中厚层状，泥质结构、断口较平坦，含植物根茎化石。基本底为砂岩5 7.75 m，平均6.60 m，浅灰灰白色，中厚层状细中粒砂岩。以石英、长石为主，硅、铁胶结，垂直裂隙发育。5.1.4 水文地质水文地质采区内水文地质情况简单。回采上限距三隔泥灰岩底界72.0米，主要水源为8煤组顶、底板砂岩裂隙水。施工过程中可能出现顶板淋水及短时间的出水现象。掘进正常涌水量120 m3/h，最大涌水量150 m3/h。工作面正常涌水量260 m3/h，最大涌水量280 m3/h。5.1.5 主要地质构造主要地质构造采区内地质构造简单，煤层平均倾角20。采区西部边界为F1断层，该层为贯穿整个井田走向的正断层。落差在180 280 m，倾角为35 中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第45页70，采区北部边界为F2断层，该断层为贯穿整个井田倾向的正断层。落差在40 200 m，倾角为40 70。5.1.6 地表情况地表情况采区内对应地面零星分布几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施，井田内部无河流，只在井田边界有少数河流。5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1 采区范围及区段划分采区范围及区段划分首采采区8101采区边界北边和西边以断层保护煤柱为界，西边和南边以井田边界保护煤柱为界，北邻东三采区，西接西二采区。该采区南北走向平均长约3911 m，东西倾向平均长约602 m。采区内沿倾向划分为四个区段，区段斜长210 m。5.2.2 煤柱尺寸的确定煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱。采区边界煤柱北、西各留设50 m保护煤柱，南、东各留设20 m保护煤柱。运输大巷和轨道大巷布置在煤层底板岩层中，水平间距30 m，根据煤炭安全规程规定可不留设保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中，水平间距40 m，外侧各留设20 m保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无大断层、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各区段巷道采用单巷布置沿空掘巷的方法，在沿采空区边缘掘进区段回风平巷时，留5 m宽的小煤柱，作为挡矸、阻水或阻隔采空区有害气体的隔离煤柱。5.2.3 采煤方法及工作面长度的确定采煤方法及工作面长度的确定首采采区煤层平均厚度为8.2 m，倾角20，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤走向长壁后退式采煤法，确定工作面割煤高度为2.5 m，放煤高度5.7 m，工作面采放比为1:2.28，放煤步距1.3 m。首采区段宽210 m，长3860 m。根据规范规定：综采面长度一般不小于150 m。但结合本矿井的实际情况，确定采区工作面的长度平均为200 m。因此采区一共划分为3个区段。5.2.4 确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式1）尺寸中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第46页区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定区段运输平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，均采用沿空掘巷留5 m煤柱。2）支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。3）掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在两区段巷道设置风门。5.2.5 采区巷道的联络方式采区巷道的联络方式由于矿井采用中央并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输，运输大巷承担回风和运煤，通过采区下部车场与运输上山和轨道上山相连接。在采区内部，各个区段共用一个采区煤仓，具体布置见采区巷道布置图。5.2.6 采区接替顺序采区接替顺序采区呈两翼布置，因此可以在开采区段一翼的同时准备另一翼。采区内工作面的布置如图5-2-1，接替顺序见表5-2-1。810181038105810281048106图5-2-1 工作面接替顺序表5-2-1 工作面接替顺序工作面810181028103810481058106接替顺序1234565.2.7 采区生产系统采区生产系统采区内的开采采用后退式开采，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。1）运煤系统26工作面24区段运输平巷19溜煤眼29采区运输上山16采区煤仓14运输大巷12运输石门4井底煤仓1主井地面。2）运料系统中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第47页地面2副井9井底车场11轨道石门13轨道大巷15采区下部车场28采区轨道上山20采区上部车场25区段轨道平巷26工作面。3）通风系统地面2副井9井底车场11轨道石门13轨道大巷15采区下部车场28采区轨道上山18采区中部车场24区段运输平巷26工作面;26工作面25区段回风平巷29采区运输上山20采区上部车场回风石门石门3边界风井。4）排矸系统26工作面25区段轨道平巷20采区上部车场28采区轨道上山15采区下部车场13轨道大巷11轨道石门9井底车场2副井地面。5）供电系统地面变电站2副井9中央变电所12运输石门14运输大巷29采区运输上山24区段运输平巷26工作面。6）排水系统26工作面24区段运输平巷28采区轨道上山13轨道大巷11轨道石门9井底车场2副井地面。注：上述所列序号与东一采区巷道布置平面图一致。5.2.8 采区内巷道掘进方法采区内巷道掘进方法采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，选用EL-90型掘进机、ES-650型转载机、SSJ650/222（SJ-44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD40P型）带式输送机、JD11-4调度绞车、JBT-52-2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。巷道的拐弯半径必须与所选机型能达到的拐弯半径相吻合，因为可伸缩带式输送机的最小铺设长度为80 m，所以，在初始掘进的80 m巷道中，机后的物料运输不能采用可伸缩带式输送机只能采用矿车。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：用局部通风机压入式通风。5.2.9 采区生产能力及采出率采区生产能力及采出率1）采区生产能力由于综放工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.65 m，往返一次割两刀，两刀一放，即一个循环，每天两个循环。2）综放工作面的生产能力，按下式计算：A0=LB4330MC0 （5-1）式中：A0工作面生产能力，Mt/a；中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第48页L工作面长度，m；M煤层厚度，m；B采煤机截深，0.65 m； 煤层容重，t/m3；C0综采工作面回采率，取C00.85。A0 = 2000.6543308.21.40.85= 1.67（Mt/a）3）采区生产能力 A1=k1k2A0 （5-2）式中：A1采区生产能力；k1采区掘进出煤系数，取k1=1.1；k2工作面间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故k2=1；A0工作面生产能力，1.55 Mt/a。AB =1.111.67=1.837（Mt/a）矿井设计井型1.50 Mt/a，采区生产能力1.837 Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。4）采区采出率采区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，其中包括工作面回采落煤损失、边界煤柱损失、区段煤柱损失还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此采区实际采出煤量低于实际埋藏量。采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：采区采出率=（采区工业储量-开采损失）/采区工业储量100% （5-3）东一采区工业储量为：19.32 Mt。东一采区开采损失为：3.47 Mt。则有采区采出率 =（19.32-3.47）/19.32100%= 82%根据煤炭工业设计规范规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为0.82，符合煤炭工业设计规范规定。5.3 采区车场选型设计5.3.1 确定采区车场形式确定采区车场形式采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。因为煤层倾角比较小，采用甩车场绕道比较长，今因绞车房位置选择受到限制，故采用逆向平车场，具体如图5-3-1。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第49页轨道上山运输上山回风石门运输石门区段回风平巷图5-3-1 采区上部车场轨道上山运输上山进风石门回风石门运输石门区段回风平巷溜煤眼区段运输平巷图5-3-2 采区中部车场轨道上山运输上山轨道大巷运输大巷煤仓绕道 图5-3-3 采区下部车场采区中部车场一般采用单钩甩车场，按照甩车场的甩车方向，单钩提升甩车场可分为单向甩车场和双向甩车场：按照甩入地点不同，又可分为甩入石门、甩入绕道和甩入平巷三种。根据采区上山布置方式采用石门式中部车场，如图5-3-2。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第50页采区下部车场通常设有装车站、绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站位置不同，下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形式。上山提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩条件较好，可以设置大巷装车底板绕道式下部车场。如图5-3-3。1）根据采矿工程设计手册第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和运输大巷采用输送机连续运输时，煤仓容量为上山输送机0.5 h的运量。本采区运输大巷和运输上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300 mm，其容量为 Q=Q0+LMBC0 （5-4）式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10 t；L割煤机半小时运行距离，120 m；M煤层厚度，8.2 m；B进刀深度，0.65 m；煤的容重，1.40 t/m3；C0工作面的采出率，取0.85。Q =10+1208.20.651.400.85=712.58（t）煤仓的断面半径R： 712.58/1.40/3.14R = 3.68（m）。所以采区煤仓断面直径取8.0 m，煤仓高度12 m，煤仓容量为844 t，能够满足要求。2）绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.0 2.5 m，本矿取2.5 m；二是通风巷道，宽度一般为1.2 2.5 m，本矿取2.0 m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为3 4.5 m。本矿取4 m。3）采区变电所采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条上山之间。高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，变电所尺寸一般是根据变电所内设备布置、设备外形尺寸、设备维修和行人安全空隙来确定的。故硐室宽度取3.6 m；长度取20 m；硐室高度取3.5 m，通道高度取2.5 m。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第51页中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第52页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煤层特征及地质条件采区所采煤层为8煤层，平均厚度8.2 m, ，煤层倾角14 22，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为f=2.3，煤的容重为1.40 t/m3。煤层直接顶为粉砂质泥岩，平均厚1.86 m，浅灰灰白色，层状，局部为粗砂岩，垂直裂隙发育。基本顶为细中砂岩，平均厚21.17 m，浅灰灰白色，中厚层状，细中粒砂岩，周期来压不明显。直接底为泥岩，平均厚3.5 m，灰深灰色中厚层状。基本底为砂岩，平均厚6.60 m ，浅灰灰白色，中厚层状细中粒砂岩。采区绝对瓦斯涌出量为2.5 m3/min，瓦斯含量低，煤无自燃倾向性，但有煤尘爆炸危险性。正常涌水量为260 m3/h，最大涌水量为280 m3/h。6.1.2 确定采煤工艺方式确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺和放顶煤回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1）分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0 3.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93% 97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2）放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第53页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 回采工作面参数回采工作面参数从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。 根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度平均为为200 m，区段长平均为3911 m；煤厚8.2 m。区段运输平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，均采用留5 m煤柱沿空掘巷。工作面配套设备见表6-1-1。表6-1-1 工作面配套设备序号项目设备型号生产厂家1采煤机SL300德国艾科夫公司2中部液压支架ZFS6200/18/35兖矿机电设备制造厂3端头液压支架ZTF6500/19/32郑州恒达液压工程中心4前刮板输送机SGZ800/500南京煤矿机械厂5后刮板输送机SGZ830/630张家口煤矿机械公司6.1.4 回采工艺及设备回采工艺及设备1）工艺流程割煤伸前梁移架推前部输送机割煤（第二刀）伸缩前梁移架推前部输送机放顶煤拉后部输送机2）落煤（1）落煤方式本工作面为综采放顶煤工作面，煤壁（包括上、下端头）采用机组落煤，双向往返割煤时，跟底回采，采高初定2.5m，利用矿山压力破碎顶煤、辅以支架摆动从支架放煤口自行放出顶煤。（2）进刀与割煤方法割煤方式：机组采用双向割煤，往返一次进两刀。采煤机沿工作面自上向下割煤，滞后煤机后滚筒10 15米逐架推移输送机；紧随采煤机后滚筒3 5架顺序移架，煤机到达机头后，在机头斜切进刀割三角煤，然后自下而上割煤、移架、推输送机，周而复始。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第54页进刀方式：工作面采用端头割三角煤斜切进刀方式，进刀距离不小于24米。进刀过程：图6-1-1 采煤机端部割三角煤斜切进刀示意图a、斜切进刀：采煤机割煤至机头（机尾）后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上（下）关系反向运行，利用输送机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒进入煤壁为止；b、移运输机机头或机尾；将输送机机头或极为推进至煤壁；c、回刀：再调换两个滚筒的上下位置，向机头或机尾方向割三角煤直至运输机机头（机尾）。d、上行后下行割煤：完成进刀、割完三角煤后，再一次调整煤机滚筒的上下位置关系，从工作面一端开始割煤，直至另一端头。以机头处进刀为例，其进刀示意图如图6-1-1。3）装运煤中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第55页机组滚筒旋转截割煤的同时，利用螺旋齿片自动把煤装入运输机，余煤由铲煤板随移溜铲入输送机；放顶煤时，落煤自装，少量煤由人工用铲子攉装到输送机内。4）设备选型结合实际使用情况，工作面选用SL300无链电牵引采煤机， SGZ-800/500前刮板输送机SGZ-830/630后刮板输送机，平巷内选用SZZ-830/250型转载机、PCM-150型破碎机、SSJ-1200/2250型胶带输送机、EHP-3K200乳化液泵站和EHP-3K300喷雾及冷却泵。采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、乳化液泵站和喷雾及冷却泵站技术特征见表6-1-2、6-1-3、6-1-4、6-1-5、6-1-6和6-1-7。表6-1-2 SL300型采煤机技术特征项 目单 位数 目采 高m2.03.5截 深m0.8滚筒直径m1.8滚筒中心距m12.112截割功率kW2360牵引速度m/min029牵引功率kW262适应倾角25卧底量m0.25滚筒转速rpm36表6-1-3 SGZ-800/500前刮板输送机技术特征项 目单 位数 目主机质量t550生产能力t/h1200运输机长度m215电机功率kW2315链 速m/s1.28中部槽尺寸mm1500800270中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第56页表6-1-3 SGZ-830/630后刮板输送机技术特征项 目单 位数 目主机质量t550生产能力t/h1200运输机长度m215电机功率kW2250链 速m/s1.28中部槽尺寸mm1500830270表6-1-4 SZZ-830/250转载机技术特征项 目单 位技 术 特 征生产能力t/h1500运输长度m50电机功率kW250链 速m/s1.44长 度m27.5宽 度m2.9中部槽尺寸mm1500830270表6-1-5 PCM-150破碎机技术特征项 目单 位技 术 特 征通过能力t/h1500整机重量t14.5电机功率kW110电压等级V1140入料口尺寸mm700700出料粒度mm300结构特点锤式表6-1-6 EHP-3K200乳化液泵站技术特征项 目单 位技 术 特 征流 量L/min309柱塞数量个3总装机功率kW200电压等级V1140质 量Kg1200有效容积L2500表6-1-7 EHP-3K300喷雾及冷却泵技术特征项 目单 位技 术 特 征流 量L/min516压 力Mpa13.2总装机功率kW125电压等级V1140质 量Kg1500注：平巷胶带输送机各项技术特征见第七章表7-2-1。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第57页6.1.5 回采工作面支护方式回采工作面支护方式1）支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照实际使用情况，工作面中部支架选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤液压支架，工作面端头支架选用ZTF6500/19/32型反四连杆低位放顶煤液压支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架130架，端头架3架，共计136架，支架技术特征见表6-1-8、表6-1-9。表6-1-8 基本液压支架技术特征项 目单位数目型 号ZFS6200/18/35支撑高度m1.83.5支架宽度m1.411.58中心距m1.50初撑力kN50635274工作阻力kN60006250支护强度MPa0.80.86泵站压力MPa31.5支架重量t24.5底板比压MPa1.9操作方式本邻架控制型式支撑掩护式表6-1-9 端头液压支架技术特征项 目单位数目型 号ZTF6500/19/32支撑高度m1.93.2支架宽度m1.491.66中心距m1.57初撑力kN6157工作阻力kN6577支护强度MPa0.75底板比压MPa2.05支护面积m29.28型式支撑掩护式操作方式本架操作2）支架高度的确定（1）最大高度： Hmax=hmax+S1 （6-1）式中：Hmax支架最大支护高度，m； hmax煤层最大采高，m； S1伪顶或浮煤冒落厚度，m。Hmax= 2.7+0.3= 3.0 （m）（2）最小高度中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第58页 Hmin=hmin-S2-a-b （6-2）式中：Hmin支架最小支护高度，m； hmin煤层最小采高，m； S2顶板最大下沉量，取200 mm； a支架移架所需最小下降量，取50 mm。 b浮煤厚度，取50 mm。 Hmin = 2.30.20.050.05=2.0（m）3）支架支护强度的验算支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度p按工作面最大采高的48倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压不明显且顶板中等稳定，故可以取最大采高6倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算。P=6HRgS （6-3）式中：H工作面最大采高，2.7 m；R上覆岩层密度，2.5103 kg/m3；F计算工作阻力，kN；S支架支护面积，10.9 m2。P= 62.72.51039.810.9=4326.21（kN）经演算，P不大于支架额定工作阻力的80%，所以该支架能够满足支护要求。根据综采生产管理手册规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的50%80%，取70%，初撑力P0：P0= 680070% （6-4） = 4760（kN）由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力大于5063 kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。4）移架支架操作采用本架操作，工作面采用超前支护，带压擦顶移架，煤机割煤后，及时伸出伸缩前梁护顶，滞后后滚筒3 5架追机顺序移架，移架步距650 mm，追机移架速度赶不上煤机运行时，必须停机移架或拉超前架。移架过程中应随时调整支架，保持支架顶梁平直，不出现前倾后仰，使其处于良好的受力状态，升架时，应注意侧护板的伸出情况，防止出现损坏侧护板或出现歪架、咬架等现象。确保移架，端面距 340 mm。移架顺序为：（1）采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3 5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（2）采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第59页（3）采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒3 5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（4）机头处三架排头架的移架的顺序为:先移2#架，后移1#架,再移3#架。（5）在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。5）推移刮板输送机推前刮板输送机滞后煤机10架左右进行，工作面用逐架顺序推输送机；拉后刮板输送机由工作面一端向另一端顺序拉输送机时，弯曲段长度不小于20 m，移输送机步距保持在650 mm，移输送机要做到2 3次移到位。移输送机后，要使输送机成一直线。拉机头、机尾要停车进行，首先清理净浮煤、浮矸，使用标准的连接装置，沿巷道底板拉移，防止飘起和刹底。本工作面煤厚平均8.2 m，采用两刀放一次，放煤步距1.3 m，由下向上低位双轮顺序放煤法，利用采场压力尾梁摆动、综合松动顶煤放煤，放煤一次最多只可打开三个放煤口，放煤时见到假顶或大量的碎矸石时，要立即用插板关闭放煤口，停止放煤。考虑到两巷压力大，两端头各两架不放顶煤6）顶板管理（1）工作面采用全部跨落法管理顶板。（2）液压支架完好状况及支护要求:液压支架必须完好:零部件齐全、完整，立柱、各种千斤顶和阀组应联结牢固、密封良好、操作灵敏可靠。支架及液压系统严禁出现跑、冒、滴、漏、串、卸载等现象，对损坏的千斤顶及其它配件应及时更换。工作面煤壁应采直，支架应拉成一条直线，其偏差不得超过50 mm，支架中心距1500 mm，偏差不超过100 mm。煤机割煤时，顶底板应割平，严禁出现台阶，相邻支架间不能有明显落差（不超过顶梁侧护帮高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙 200 mm。架设支架时，架身应与煤壁保持垂直，顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角应小于5，支架出现掉斜、咬架等现象时，应及时使用调架千斤顶或单体液压支柱进行调整，确保支架正规。根据支架性能及煤层上赋存条件，为确保支架稳定，工作面采高应控制在2.50.1 m左右，严禁超高，支架初撑力不得低于规定值的80%，即25 MPa。（3）煤壁及端面管理要求严禁空顶作业，人员通常不得进入煤壁，如需进入须打好护身柱，设专人观察顶板，坚持敲帮问顶制度。割煤后，要及时伸出伸缩前梁临时护顶；移架后，煤壁端面距大于340 mm时，应提前移架，超前管理顶板。若顶板十分破碎无法割煤时，可采用手镐或风镐超前掏窝采煤，用戴帽点柱打临时支护护顶。割煤过程中，出现漏顶时，要立即停机，用坑木或板皮捆充填接实顶板，打上临时柱后，方可继续作业。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第60页若顶煤冒落或煤壁片帮严重，超前移架后，伸出伸缩前梁仍不能有效控制顶板时，必须采取过顶措施进行支护，要求如下：a、当出现冒顶时，应该立即停止刮板输送机的运转，待顶板稳定后进行处理。首先对冒顶区两端10 m范围内的基本支护进行加固，确认无扩大趋势后，方能处理冒顶。b、用20的圆木（长度视现场情况而定）作梁，扶走向棚，梁子一端搭在支架的前梁上不小于200 mm，一架两棚，每棚一梁两柱，柱子选用DZ28/DZ35单体液压支柱，支柱要求迎山有劲，不得打在浮煤、浮矸上。木梁上用板皮、笆片和半圆木接实。c、过顶要从顶帮稳定的地方拉茬，自上向下或从两侧向中间进行，同时设专人监视顶板和煤帮情况，严格执行敲帮问顶制度，在清理好退路，安全可靠后上梁接顶。d、过顶期间，人员进入煤壁侧工作，必须先要实行停电闭锁，并设专人看管，任何与过顶无关的人员都不得进入煤壁侧。工作面发生重大冒顶时，要另行编制安全技术措施。若遇顶板周期来压或地质构造，煤壁顶煤漏冒严重时，此区段老塘内禁止放顶煤。6.1.6 端头支护及超前支护方式端头支护及超前支护方式1）端头支护 工作面上、下端头各使三架排头支架：型号为ZTF6500/19/32，最大控顶距约5300 mm，最小控顶距4650 mm，支架初撑力6157 KN2）超前支护管理（1）超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。（2）超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道。（3）当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。（4）在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件码必须放在工作面70 m以外。6.1.7 各工艺过程注意事项各工艺过程注意事项1）割煤质量标准中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第61页割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm）。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350 550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。3）推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.65 m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。4）清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用2台端头支架，机尾采用2台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护30 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。（1）端头支架必须达到初撑力。（2）端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。（3）当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机。6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8 m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7）提高块率、保证煤质的措施（1）在各转载点落煤处加设缓冲装置。（2）在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在4 m/min左右。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第62页（3）破碎机锤头高度保持在150 200 mm之间。（4）机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。工作面及区段巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面30 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。6.1.9 回采工作面正规循环作业回采工作面正规循环作业1）综采工作面生产组织劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面采用综采放顶煤，割煤高度2.5 m放煤高度5.7 m，循环进度为0.65 m两刀一放单轮间隔放顶煤，循环进度1.3 m，每日二循环。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业，三采一准，三班割煤、放煤、一班检修，均执行现场交接班制，每班有效工时为6个小时。组织方式为分段追机作业。24小时正规循环作业图表，见工作面层面图，劳动组织配备表见表6-1-10。2）技术经济指标循环产量按下列公式计算： Q LSMPC （6-5）式中：Q循环产量，t； L工作面倾斜长度，m；S循环进尺，1.3 m； M采高，8.2 m；P煤的容重，1.40 t/m3 ；C工作面可采范围内回采率，85；则循环产量：Q=2001.38.21.400.85 =2537.08 t 日产量 ：Q日循环数=2537.082 = 5074.16 t表6-1-10 劳动组织配备表班 次序号项 目生产一班生产二班检 修 班生产三班定 员1采 煤 机 司 机222282移架推输送机工222283刮板输送机司机111144转 载 机 司 机111145泵 站 司 机111146皮带输送机司机33123217端 头 维 护 工2232138清 煤 工220269班 长2222810验 收 员1101311电 工11316合 计1919271984中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第63页3）工作面成本（1）工作面工人效率=工作面日产量/在册人数 =5074.16/84 =60.41（t/工）（2）工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。设备折旧费C1设备折旧费C1=（固定资产原值总和-设备残值）/（使用年限）各种设备的年折旧费见表6-1-11。工资C2工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。人均工资每工200元，工效为60.41 t/工，工资费C2为：C2=200/60.41 =3.31（元/t）材料费C3表6-1-10 设备年折旧费用表设备名称型 号数目折旧费（元/t）基本支架ZFS6200/18/351300.736端头支架ZTF6500/19/3260.450采煤机SL30010.236前刮板输送机SGZ-800/63010.578后刮板输送机SGZ-800/50010.578刮板转载机SZZ830/25010.546破碎机PCM15010.614可伸缩带式输送机SSJ-1200/225020.161乳化液泵EHP-3K20040.134采煤机喷雾泵EHP-3K30020.132隔爆移动变电站KSGBY-1250/6/11410.163单体液压支柱DZ-28/DZ-352460.104合计-95.22材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其它材料费用，综采面材料费C3一般为8.0元/t。电费C4a、动力用电消耗动力电耗电机容量总和循环开动小时数负荷系数/循环产量循环开动小时数取1.7 h。电机总容量6800 kW。吨煤动力用电消耗680011.70.9/2144.155.72 kWh/t。b、照明用电消耗中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第64页照明用电消耗照明用电总功率循环照明小时数/循环产量照明用电消耗总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取200 kW。吨煤照明用电消耗2003/1818.20.33 kWh/t。表6-1-12 工作面主要技术经济指标序号项 目单位数量1工作面长度m2002采煤厚度m8.23煤层倾角（）204煤容重t/m31.405割煤高度m2.56放煤高度m5.77煤层容重t/m31.408采放比2.289循环进度m1.310日循环个数个211吨煤成本元11012月产量t15220013日产量t5074.1614月推进度m7815可采期a2.3816日出勤人数个8417直接工效t/工60.4118回采率%8519工作制度-“四六”工作制c、电费总消耗吨煤电费单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗）单价取0.45元/kWh。吨煤电费0.45（5.72+0.33）=2.72 元/t工作面吨煤成本C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费C4=95.22+3.31+8.00+2.72 =110（元/t）工作面主要技术经济指标见表6-1-12。6.2 回采巷道布置6.2.1 回采巷道布置方式回采巷道布置方式1）布置方式工作面相对瓦斯涌出量0.81 m3/td，绝对瓦斯涌出量2.5 m3/min，生产能力为1.5 Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段运输平巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助运输兼回风。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第65页2）煤柱尺寸区段平巷采用留5 m小煤柱沿空掘巷，采区两侧边界各留10 m的采区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数回采巷道参数1）巷道参数区段、联络巷断面均为5 m宽，3.5 m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，皮带平巷布置1400 mm宽的皮带运煤，运输平巷布置排水管路和动力电缆80080080080080080080080080080080080080080050003030101010101000图6-2-1 区段运输平巷断面图中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第66页2）支护各平巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3 m，高为3.65 m，设计掘进断面为和19.35 m2，净断面为17.5 m2。（1）顶板支护锚杆形式和规格：杆体为左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#-M22-L2400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28 mm，锚固长度为1300 mm。钢筋托梁规格：采用16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.8 m，规格型号为16-4800-100-6。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30角，其余与顶板垂直。8008008008008008008008008008008008008008005000303010101010图6-2-2 区段轨道平巷断面图网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1 m。锚杆布置：锚杆排距1 m，每排7根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250 中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第67页mm。锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度6.8.m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放），两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排2根，排距3 m，间距2.0 m，距帮1.65 m。（2）巷帮支护锚杆形式和规格：平巷煤柱侧为18 mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20，规格型号为18-M20-2000；工作面一侧煤帮为18mm玻璃钢锚杆，长度2 m，杆尾螺纹为M16，规格型号为18-M16-2000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690 mm。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1201206 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10。网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050 mm、3.01.1 m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1 m，每帮每排4根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板300mm。起锚高度800 mm，起锚锚杆与水平线成15。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。区段运输平巷和区段回风平巷支护断面图如图6-2-1和6-2-2。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第68页中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第69页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井下运输设计的原始条件和数据见表7-1-1。表7-1-1 井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位数 量1设计生产能力Mta-11.502工 作 制 度“四六”制3日净提升时间h164年 工 作 日d3305煤层平均厚度m8.26煤层平均倾角（）167煤 的 容 重t/m31.408相对瓦斯涌出量m3/（td）0.819矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性7.1.2 运输距离和货载量运输距离和货载量区段平巷平均运距2016 m，采区运输上山平均运距369 m，最大运距738 m，大巷运距1074 m，石门运距305 m故从工作面到井底车场的最大运距为4133 m。表7-1-2 采区辅助运输量序 号项 目单 位数 量1运 送 人 员人/班-正 常 生 产t/班522材料、设备工作面安装、搬家t/d104安 装123工作面支架搬 迁架/d21安 装1104工作面设备搬 家t/d220首采采区内布置一个工作面、两个掘进面即可保产，设计综采放顶煤工作面日产量3345.6 t，掘进面日产量343.22 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输以各采掘面人员一次运到位为基兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表7-1-2中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第70页7.1.3 矿井运输系统矿井运输系统1）运输方式（1）运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且运输距离较远，故采用带式输送机运煤。（2）辅助运输：轨道大巷采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-3-1和表7-3-2。工作面所需材料采用1.5 t固定车箱式矿车运输，由多级绞车串接牵引；煤层轨道平巷内铺设轨道，亦采用1.5 t固定车箱式矿车运输。2）运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。（1）运煤系统综放工作面区段运输平巷溜煤眼采区运输上山采区煤仓运输大巷运输石门井底煤仓主井地面。掘进工作面区段运输平巷溜煤眼采区运输上山采区煤仓运输大巷运输石门井底煤仓主井地面。（2）运料系统地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场采区轨道上山区段轨道平巷综放工作面。地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场采区轨道上山区段轨道平巷掘进工作面。（3）人员运送系统地面副井井底车场换乘站轨道石门轨道大巷各个工作地点。（4）排矸系统综放工作面区段轨道平巷采区轨道上山采区下部车场轨道大巷轨道石门井底车场副井地面。井下运输系统如图7-1-1所示。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第71页图7-1 矿井运输系统示意图中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第72页7.2 采区运输设备选择7.2.1 设备选型原则设备选型原则1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机轨道输送机轨道的情况；4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否经济合理等。7.2.2 采区设备的选型采区设备的选型1）设备选型 结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征前刮板运输机型号为SGZ-800/500；后刮板运输机型号为SGZ-830/630转载机型号为SZZ-830/250；破碎机型号为PCM-150；区段运输平巷和采区运输上山皮带型号为SST。设备技术特征见表7-3。表7-2-1 SST型皮带技术特征项 目单 位技术特征生产能力t/h1500皮带宽度mm1200电压等级V1140带 速m/s3.52）运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为645.8 t/h，工作面刮板运输机生产能力为1200 t/h，转载机的生产能力为1500 t/h，破碎机通过能力为1500 t/h，平巷皮带通过能力为1500 t/h，采区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。3）采区上山提升绞车选型（1）提升循环时间T=3.6Tbnq/（kAb） （7-1）式中：T最大提升循环时间，s； Tb每班提升工作小时数，h；中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第73页 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）21(135)(135)32808mTTLv式中：L1提升距离，380取 m。mv=3.13（m/s）。选用直径1.6 m提升绞车，在提升绞车样本上（采矿工程设计手册第3072页）找出相近而较高的速度为3.4 m/s。设计决定选用提升绞车型号：JTB-1.61.2-24，具体参数见表7-2-2。表7-2-2 JTB-1.61.2-24提升绞车规格项 目单 位技术特征卷筒直径m1.6卷筒宽度m1.2最大静张力kN45钢丝绳速度m/s3.4钢丝绳直径mm24.5电动机功率kV160电动机转速r/min9907.3 大巷运输设备选择7.3.1 运输大巷设备选择运输大巷设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用综采放顶煤一次采全高综合机械化设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产的最大瞬时出煤能力为827.6 t/h，采区设缓冲煤仓，回采工作面运输平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采取运输上山带式输送机搭接，煤经采区煤仓在大巷直接装载到大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿年产1.5 Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备一台宽1000 mm，速度2.5 m/s的可伸缩带式输送机，输送能力1200 t/h，采用YBKST200型电动机。大巷带式输送机的技术特征见表7-5。表7-3-1 SSJ1200/2250型带式输送机技术特征序 号项 目单 位技 术 特 征1输 送 量t/h16002输 送 长 度m14003带 速m/s3.154传 动 滚 筒 直 径mm830中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第74页5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辅助运输大巷设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-3-2和表7-3-3。表7-3-2 MG1.7-6A 型1.5吨固定厢式矿车项 目单位技术特征容 积m31.7装 载 量t1.5最大装载量t2.7轨 距mm600轴 距mm750外型尺寸mm240010501200质 量kg718表7-3-3 ZK10-6/550型直流架线式电机车项 目单位技术特征粘 着 质 量t10轨 距mm600最小曲率半径m7受电器高度mm18002200固 定 轴 距mm1100主动轮直径mm680连接器距轨面高度mm270外 型 尺 寸mm450010601550制 动 方 式-电阻机械小时制牵引力N15092小 时 制km/h11速度最 大km/h25型 号-ZQ24额定电压V550小时制功率kw24电动机台 数台2中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第75页8 矿井提升8.1 概述本设计矿井井型为1.5 Mt/a，服务年限56.3 a，自然标高在+30 +34 m之间。煤层的埋藏深度为-380 -1000 m，倾斜长度平均3.2 km，走向长度平均6 km。矿井工作制度为“四六制”，提升设备年工作日为330 d，日工作小时数为16 h。设计为立井两水平-700 m和-1000 m开拓。主井采用一套12 t双箕斗和一套12 t单箕斗带平衡锤提煤，副井采用罐笼提升。井下运输大巷采用钢丝绳强力皮带运输，辅助运输采用架线式电机车牵引小矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型电机车，小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险。本矿井主井采用箕斗提升，主要用于提煤，副井采用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用。8.2 主副井提升8.2.1 主井提升主井提升1）设备选型（1）箕斗矿井设计生产能力1.5 Mt/a，属于大型矿井，矿井生产的全部煤炭均由主井箕斗提升至地面。主井长度518 m，装备一套12 t双箕斗和一套12 t单箕斗带平衡锤，主井箕斗的技术特征见表8-2-1。（2）提升机井筒装备3.5 m绳塔式摩擦轮提升机两套，由德国SIEMAG公司提供，主要电控设备由瑞典ABB公司提供（主变压器，励磁变压器及高压开关柜），每台电机功率2600 kW，12脉动交-交变频供电，全数字计算控制体统，提升机主要特征见表8-2-2。（3）装载系统设有一个井底煤仓，总容量为874 t。煤仓下装有两台KS-18/15型防爆往复式定量仓结构。两套测重装置随同提升机、电控设备同时引进。煤炭通过给煤机及装载胶带输送机至装载设备定量仓，经称重后，由气动操作闸门和分配溜槽翻板交替，向两个箕斗内装煤。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第76页表8-2-1 JDG121906Y型箕斗技术特征表序 号项目单 位技 术 特 征1名 义 载 重 量t122有效容积m313.23最 大 终 端 载 荷kN5404尾绳悬挂装置最大允许载荷kN3305最 大 提 升 高 度m14006箕斗自重t13.3Amm2300Bmm1300Cmm16007主要尺寸Dmm830断面宽度bmm180断 面 宽 度 b1mm180间 距 k1mm14308刚性罐道间 距 k2mm2400表8-2-2 主提升机特征井筒提升机形式型号最大张力/ t功率/ kW电力形式最大提速/ ms-1产地主井塔式摩擦轮3.56217.42600交-交10.1德国（4）装卸台箕斗卸载采用先进的外动力，底卸式扇形闸门结构，具有改善井塔内套架的受力，缩短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应4个箕斗分别安装有4套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗闸门的活动舌板，闸门的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制，箕斗扇形闸门的每一个开闭气缸均采用双路井排气系统，以尽可能提高闸门开闭气缸的动作速度，减少卸载休止时间，同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗煤仓容量160 t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。（5）提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIEMAG公司配套供货，选用三角股镀锌钢丝绳六根，左右捻各三根。每根长度670 m，单位重量5.02 kg/m，钢丝直径为35 mm，抗拉强度为1670 N/mm2，每根主绳破断力总和845 kN。尾绳选用849-15526-I-镀锌扁钢丝绳三根，每根长度670 m，单位重量10.13 kg/m，抗拉强度1375 N/mm2中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第77页表8-2-3 主井提升钢丝绳参数种类主绳尾绳型 号单位三角股镀锌849-15526-I直径mm3515526单位重量kg/m5.0210.13抗拉强度N/mm216701375每根绳总破断力kN845723根数根632）提升能力验算矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：（1）提升高度 H=HS+HZ+HX （8-1）式中：H提升高度，m； HS矿井深度，488 m；HZ装载高度，30 m；HX卸载高度，20 m。 H=488+30+20 =538（m）（2）经济提升速度Vm=0.4H0.5 （8-2）式中：Vm经济提升速度，m/s。 Vm=9.28（m/s）（3） 一次提升循环估算时间TX=Vm/a+H/Vm+t （8-3）式中：TX一次提升循环估算时间，s；a初估加速度，取0.8 m/s2；t装卸载时间，取30 s。 TX=9.28/0.8+538/9.28+30 =99.57（s）（4） 小时提升次数Ns=3600/TX （8-4）中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第78页式中：Ns小时提升次数。 Ns=3600/99.57 =36（次）（5） 小时提升量 As=Anccr/（BnTv） （8-5）式中：As小时提升量，t；An设计年产量，1.8 Mt/a；c提升不均衡系数，1.3；cr提升备用系数，1.3；Bn年工作日，330 d；Tv日提升时间，16 h。As=1.81000001.31.3/（33016） =576.16（t）（6） 一次合理提升量Q=As/（236） （8-6）式中：Q一次合理提升量，t；2两套提升设备。Q=576.16/（2Ns） =8.0（t）表8-2-4 提升参数提升高度/（m）提升速度（m/s）一次提升时间（s）每小时提升次数每小时提升量（t）一次合理提升量（t）5189.2899.5736576.168.0提升参数见表8-2-4，所选箕斗提升容量为12t，所以能够满足矿井生产的需要。8.2.2 副井提升副井提升1）罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副井长度503 m，装备一对3 t矿车双层单车罐笼带平衡锤。罐笼的技术特征见表8-2-5。2）提升机选用德国SIEMAG公司两套44绳落地式摩擦轮提升机，每台电机功率为1250 kW，47.75 rpm，交流低速同步电动机，提升机主要特征见表8-2-6。3）提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIEMAG公司配套供货，尾绳选用国产钢丝绳中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第79页表表8-2-5 罐笼技术特征表罐笼技术特征表序 号项目单 位技 术 特 征1进 出 车 方 式双侧布置方式双侧、钢罐道钢轨规格kgm-1382罐道间 距 （ C ）mm1590Amm4000Bmm1460Cmm8603主要尺寸Dmm7954罐 笼 自 重t5.8085允 许 乘 载 人 数人566最 大 终 端 载 荷t15.2表8-2-6 主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/（t）功率/（kW）电力形式最大提速/（m/s）产地副井落地摩擦轮441721250交-交10德国表8-2-7 副井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌8419-17828直径（mm）4217828单位重量（kg/m）7.515.05抗拉强度（N/mm2）16701372每根绳总破断力（kN）1289-根数42大件10.31-矸石物料11.63-安全系数人员14.92-中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第80页9 矿井通风及安全技术矿井通风及安全技术9.1 矿井通风系统选择根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行方案，通过优化和技术经济比较后确定矿井通风系统。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生火灾事故后，所选择的通风系统能将火灾控制在最小范围，并能迅速恢复生产。根据本矿实际情况，本矿前期采用中央边界式通风，后期采用中央并列式通风，在井田边界设回风井。9.1.1 矿井基本概况矿井基本概况煤矿位于煤矿位于淮北平原西部，面积约19.2 km2，地处平原，地面标高约+30 +34 m。本矿煤层地质条件中等简单，适合机械化采煤，矿井采用走向长壁综采放顶煤一次采全高方式开采。本矿设计生产能力为1.5 Mt/a，服务年限56.3 a。全区主要可采煤层为8煤，煤层平均厚度8.2 m，倾角为14 22，平均16，属于缓倾斜煤层。采用立井两水平开拓方式。煤层硬度系数f2.3，煤质属于低硫低磷中灰分，工业牌号为JM（31）。本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为0.81 m3/（td），瓦斯绝对涌出量为2.5 m3/min，煤尘具有爆炸危险性。矿井地温小于28 C，属于正常地温范围。煤层不易自燃。矿井设计生产能力按年工作日330 d计算，每天净提升时间宜为16小时。矿井工作制度，实行“四六制”，井下同时作业的最多人数为180人，综采面同时工作最多人数40人。9.1.2 矿井通风系统的基本要求矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井必须有完整的独立通风系统；（2）至少要有两个通地面的安全出口；（3）风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方；（4）斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼做风井，如果兼做风井使用，必须采区措施，满足安全要求；（5）风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应当接近，当通风机之间的风压相差太大时，应减小共用风路风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%；（6）一个生产水平和每一个采区都必须布置回风巷，实行分区通风；（7）下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井总回风巷和主要回风巷中；（8）下充电室必须有单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷；中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第81页（9）风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.3 矿井通风方式的选择矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两个因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央边界式、两翼对角式和分区对角式这几种通风方式中选择。下面对这几种通风方式的优缺点及适用条件列表比较，见表9-1-1。表9-1-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央边界式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道结合本矿的实际条件：若采用中央并列式，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。但随着采区逐步向两翼，通风阻力不断增大，且井田走向长度大于8 km，后期通风困难；由于本矿采用采区布置，中央分列式对于中央并列式并无优势，同时由于走向长度过大的原因，此方式并不适合；采用两翼对角式，能够满足矿井通风要求，但要占用很大的保护煤柱，煤柱损失大，且在地表要占用大量耕地，后期通风困难。井田地处平原，且埋藏并不算浅，所以不适合用分区对角式。本矿属于低瓦斯矿井，考虑到井田范围广，设计生产能力大，为了早出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，在本设计第四章开拓方案比较中已经考虑了全矿的通风方式，也作了详细的经济比较，按照开拓设计方案，确定本矿通风方式为：初期采用中央边界式通风，后期采用中央并列式式通风，边界风井建在井田边界之外，这样可节省投资和减少煤柱损失。风井具体位置见开拓平面图。9.1.4 矿井主要通风机工作方式的确定矿井主要通风机工作方式的确定煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式通风机使井下风流处于负压状态，当一旦通风机因故停上运转时，井下中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第82页风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井瓦斯涌出量大，需风量也大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，确定该矿井采用抽出式通风。9.1.5 采区通风系统的要求采区通风系统的要求（1）采区通风总要求能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；漏风少；风流的稳定性高；有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；有较好的气候条件；安全经济合理技术。（2）采区通风的基本要求每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；煤层倾角大于12时，不能采用下行风；回采工作面的风速不得低于1 m/s；工作面回风流中沼气浓度不得超过1；必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；9.1.6工作面通风方式的选择工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：（1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第83页气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；（2）上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；（3）上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；（4）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；（5）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；（6）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；（7）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用采区式布置，工作面缓倾斜，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.1.7 回采工作面进回风巷道的布置回采工作面进回风巷道的布置工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可分为U型、Y型、W型、Z型等通风方式，其中U型应用最为广泛。“U”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，风流系统简单，漏风量小。但风流线路长，变化大，工作面隅角易积聚瓦斯。这种通风方式如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求即可采用。“Y”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽同时进风，可以稀释回风流中的瓦斯，防止工作面隅角积聚瓦斯，改善了回风巷的气象条件。但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“Z”型通风系统，工作面采用前进式或沿倾斜方向回采。回风巷在煤体前方维护，须预先掘进，上、下顺槽同时进风，在相同风速下，风量可增大一倍；但进风巷在采空区内维护，密封不好，漏风量大。“W”型通风系统，工作面采用后退式回采。进、回风巷均在煤体中维护，工作面通过风量大，有利于工作面降温和排除瓦斯。根据以上的对比并结合本矿井的实际，工作面采用“U”型通风方式，并采用“一进一回”的方式，即，工作面两侧分别布置一条平巷。9.2 矿井风量计算矿井风量计算应根据实际需要，按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分配风量前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第84页9.2.1 回采工作面风量计算回采工作面风量计算煤矿安全规程规定：采区回风道，采掘工作面回风道风流中沼气和二氧化碳浓度不得超过1；采掘工作面的温度不得超过26。回采工作面需风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，然后取其中的最大值。（1）按瓦斯涌出量计算Qa = 100qaKa （9-1）式中 Qa回采工作面需风量，m3/min；qa 回采工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Ka瓦斯涌出不均衡备用风量系数，通常机采面可取Ka = 1.21.6，此处取1.5。而qa = qgAd = 0.815074.16/（6024） = 2.85（m3/min），其中，qg表示工作面瓦斯相对涌出量，Ad为工作面日产量。则，Qa = 1002.851.5 = 427.5（m3/min）（2）按工作面温度计算中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第85页采煤工作面应具有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合下列要求，见表9-2-1。表9-2-1 回采工作面空气温度与风速对应表工作面温/1515181820202323262628工作面/ms-10.30.50.50.80.81.01.01.51.51.82.02.5长壁工作面实际需要风量按下式计算：Qa = 60VaSa （9-2）式中 Va回采工作面风速，查表9-2-1取值为1.8 m/s；Sa 回采工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，此处取15 m2。所以，Qa = 601.615 = 1440（m3/min）（3）按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qa = 4N （9-3）式中 4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；N回采工作面同时工作的最多人数，取40人。故Qa = 440 = 160（m3/min）由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qa = 1296（m3/min）（4）按风速进行验算根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算。每个回采面：Qmin0.2560Sa，m3/min （9-4）Qmax460Sa，m3/min （9-5）式中 Sa回采工作面的平均断面积m2。所以，180 m3/min Qa 2880 m3/min由风速验算可知，Qa = 1440 m3/min符合风速要求。9.2.2 掘进工作面风量计算掘进工作面风量计算掘进通风的基本要求：掘进巷道应采用矿井全压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风。瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯突出矿井中，煤层的掘进工作面应安设瓦斯自动检测报警短电设置。局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距回风口不得小于10 m。局部通风机或湿式除尘器的吸入风量必须小于全风压供给该处的风量，以免发生循环风。岩巷的掘进通风方式可以采用压入式，也可以采用混合式。煤巷、半煤岩巷的掘进通风方式一般都采用压入式。煤矿安全规程规定掘进巷道应采用全风压通风或局部通风机通风，禁止采用扩散通风。若掘进工作面距风道不超过6 中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第86页m，工作面风流中沼气和二氧化碳的浓度不超过0.5%时，可采用扩散通风。实际生产中，大多数矿井都是根据掘进巷道断面的大小、送风距离、煤岩巷以及瓦斯涌出量情况等因素，配备一定能力型号的局部通风机，对掘进通风量计算有一定困难，因此可参考经验值取掘进工作面需供风量。各掘进工作面所需风量计算如下：（1）按瓦斯涌出量计算根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即：Qa = 100qaKa （9-6）式中 Qa掘进工作面实际需风量，m3/min；qa 掘进工作面瓦斯平均绝对涌出量，m3/min；Ka掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Ka = 1.5。掘进工作面日产量：5074.1610% = 507.42（t）；则，qa = 507.420.77/（6024） = 0.29（m3/min）所以，Qa = 1000.291.5 = 43.5（m3/min） 取：Qa = 50（m3/min）（2）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qa = 4N （9-7）式中 4每人每分钟供给4 m3的规定风量，m3/min；N掘进工作面同时工作的最多人数，取70人。故Qa = 470 = 280（m3/min）由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：Qa = 280（m3/min）9.2.3 硐室需风量硐室需风量本矿井需独立通风的硐室所需风量根据煤炭安全规程相关规定取值如下：中央变电所：Q中 = 80 m3/min主排水泵房：Q排 = 160 m3/min采区绞车房：Q绞 = 80 m3/min 火药库： Q火 = 100 m3/min采区变电所：Q变 = 80 m3/min则，各硐室所需风量总和为： Q硐 = 80+160+280+100+80 = 580（m3/min）9.2.4 其它巷道风量计算其它巷道风量计算其它巷道所需风量由下式计算：Qd 600.25S4 （9-8）式中 S其它巷道平均断面面积，取S = 12.5 m2；Qd 600.2512.54 = 750（m3/min）中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第87页9.2.5 矿井总风量计算矿井总风量计算（1）通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期是东一采区首采工作面正常回采期间，困难时期是东一采区与东三采区工作面接替时期，在本设计中将东三采区第一个达产工作面回采期间作为困难时期。通风容易时期：东一采区有一个回采工作面、两个掘进工作面。通风困难时期：东三采区有一个回采工作面、两个掘进工作面，增加一个岩巷掘进工作面。（2）根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量Q按下式计算：Q = K（Q采+Q掘Q硐Q其它） （9-9）式中 K 风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取K=1.21.25取K = 1.2；Q采回采工作面所需风量，m3/min；Q掘掘进面所需风量，m3/min；Q硐硐室所需风量，m3/min；Q其它其它巷道所需风量，m3/min；则 Qmax = 1.2（1440+2802+580+750） = 3996（m3/min） Qmin = 1.2（1440+2803+580+750） = 4332（m3/min）9.2.6 风量分配风量分配煤矿安全规程规定，矿井需要风量按下列要求分别计算并取最大值：按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给的风量不得少于4 m3/min；生产矿井的风量应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和进行计算，各地点的实际需风量使回风流中的瓦斯、二氧化碳、氮气和其它有害气体的浓度以及风速、温度必须符合规程规定。（1）回采工作面风量分配考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，因此工作面进风平巷的风量取工作面风量的1.2倍，即：Q进 = 1.21440 = 1728（m3/min）（2）其它用风地点风量分配掘进工作面： Q掘 = 28021.2 = 672（m3/min）中央变电所： Q中 = 801.2 = 96（m3/min）主排水泵房： Q排 = 1601.2 = 192（m3/min）采区绞车房： Q绞 = 8021.2 = 192（m3/min）采区变电所： Q变 = 801.2 = 96（m3/min）火药库： Q火 = 1001.2 = 120（m3/min）其它巷道： Q其他= 7501.2 =900（m3/min）经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第88页（3）风量验算煤矿安全规程规定的煤矿主要巷道允许风速值见表9-2-2，井巷风速验算结果见表9-2-3。表9-2-2 各巷道允许的风速值允许风速（m/s）序号井 巷 名 称最低最高1无提升设备的风井和风硐152升降人员和物料的井筒83主要进、回风巷84运 输 大 巷85输送机巷道，采区进、回风巷0.2566回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254表9-2-3 井巷风速粗略验算表巷道名称通过风量（m3/min）有效断面积（m2）巷道风速（m/s）风速验算副立井433240.71.778 符合井底车场433212.45.828 符合采区下部车场373212.45.026 符合轨道上山373212.45.026 符合区段运输平巷172817.51.656 符合回采工作面144015.01.604 符合区段回风平巷172817.51.656 符合运输上山414013.25.236 符合回风石门433215.54.668 符合边界风井433228.32.5515 符合中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第89页9.2.7 通风构筑物通风构筑物为了保证矿井通风系统风流的稳定，在巷道内设有一系列构筑物，用来控制风流的流动和风量的大小，矿井内设置的主要构筑物如下：（1）风门：设置在上山的甩车道和绕道两侧，阻止新鲜风流进入回风流中的一组构筑物。（2）风窗：设置在采区绞车房、变电所、爆破材料库、检修硐室等硐室的回风道中，控制风量大小的通风构筑物。（3）密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中，阻止风流进入的通风构筑物。9.3 全矿通风阻力计算9.3.1 矿井通风总阻力计算原则矿井通风总阻力计算原则矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。计算时应遵循以下原则：（1）进行矿井通风总阻力计算，应考虑矿井达到设计产量时，主要通风机在服务期限内，既能克服通风困难时期的阻力，又能保证矿井在容易时期通风机的效率不低于70%，所以必须计算这两个时期的总阻力。（2）确定矿井通风容易和困难时期。一般情况下，矿井投产刚达到设计产量时，主要通风机所服务的这个时期为容易时期；主要通风机服务期限内的后期为困难时期。（3）如果矿井服务年限长，则只计算投产后0 25年内通风容易和困难时期的井巷通风阻力。（4）矿井通风的总阻力不应超过2940 Pa。（5）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.3.2 确定矿井通风容易和困难时期确定矿井通风容易和困难时期本矿井采用两翼对角式通风。根据煤炭安全生产规程的要求，只需将头15-25年的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。东一采区和东三采区两个采区的储量大约可以保证25年的生产，于是将它作为风井和所选风机的服务范围。通风容易时期为东一采区8101工作面布置完成时。通风困难时期为东三采区8301工作面布置完成时。9.3.3 矿井最大阻力路线矿井最大阻力路线根据矿井不同时期的通风立体图9-3-1和图9-3-2绘制通风网络图（如图9-3-3和图9-3-4），并由此得出各时期最大阻力路线：1）通风容易时期：地面1副井3井底车场4轨道大巷5轨道上山7区段进风斜巷11采区上部车场12回风石门13边界风井地面2）通风困难时期：中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第90页地面1副井3井底车场4轨道大巷5轨道上山6区段进风斜巷9采区变电所11区段进风斜巷13采区上部车场14回风石门15边界风井地面图9-3-1 矿井通风容易时期立体图中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第91页图9-3-2 矿井通风困难时期立体图中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第92页图9-3-3 矿井通风容易时期网络图 图9-3-4 矿井通风困难时期网络图9.3.4 矿井通风阻力计算矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：hfr = aLUQ2/S3 （9-11）式中 hfr巷道摩檫阻力，Pa；a 各巷道的摩擦阻力系数，Ns2/m4；L 井巷的长度，m；U巷道的断面周长，m；S井巷净断面积，m2；Q分配给井巷的风量，m3/s。容易时期和困难时期通风阻力计算见表9-3-1和9-3-2。表9-3-1 通风容易时期摩擦阻力计算表中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第93页序号巷道名称支护方式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m-2Q/m3s-1hfr/Pav/ms-11副井混凝土35074122.640.766.638.561.642井底车场砖砌碹70.0100013.812.466.6224.735.373轨道石门锚喷70.032015.015.561.834.463.994轨道大巷锚喷70.0101715.015.561.8109.523.995采区下部车场锚喷70.07013.212.444.86.814.826采区轨道上山锚喷90.063513.212.444.879.413.617区段运输平巷锚网150208217.017.528.882.171.658综 放 工 作 面液压支架22021018.015.024.014.191.149区段轨道平巷锚网150208217.017.528.882.171.1410采区上部车场锚喷70.06213.813.263.410.474.811采区运输上山锚喷90.010013.813.263.421.714.812回风石门锚喷70.026113.813.266.648.625.0513风井混凝土35042418.828.366.654.602.3514合计807.41表9-3-2 通风容易时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m-2Q/m3s-1hfr/Pav/ms-11副井混凝土35074122.640.772.245.321.772井底车场砖砌碹70.0100013.812.472.2264.115.823轨道石门锚喷70.032015.015.567.440.994.354轨道大巷锚喷70.0101715.015.567.4140.514.355采区下部车场锚喷70.07013.212.450.48.624.066采区轨道上山锚喷90.063513.212.450.4162.074.067区段运输平巷锚网150208217.017.528.872.141.658综 放 工 作 面液压支架22021018.015.02414.191.609区段轨道平巷锚网150208217.017.528.872.141.6510采区上部车场锚喷70.06213.813.26912.405.2311采区运输上山锚喷90.010013.813.26925.715.2312回风石门锚喷70.026113.813.272.257.145.4713风井混凝土35042418.828.372.264.172.5514 合 计979.529.3.5 矿井通风总阻力矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：Hfrmin = 1.15hfrmin （9-12）困难时期通风总阻力：Hfrmax = 1.15hfrmax （9-13）式中 1.15为考虑风路上有局部阻力的系数；hfrmin、hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风困难时期的阻力之和。则有 hrmin = 1.15807.41 = 928.52（Pa）hrmax = 1.15979.52= 1126.45（Pa）矿井容易时期和困难时期的总风阻见表9-3-3。表9-3-3 矿井通风总阻力项目容易时期困难时期中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第94页阻力/Pa928.521126.459.3.6 矿井总风阻及总等积孔矿井总风阻及总等积孔矿井通风总风阻计算公式：R = hr/Qf2 （9-14）矿井通风等积孔计算公式：A = 1.1896/R0.5 （9-15）式中 R 矿井风阻，Ns2/m8；hr矿井总阻力，Pa；Qf矿井总风量，m3/s；A 矿井等积孔，m2。带入上面数据即可求出：容易时期：总风阻为：R = hfrmin/Qfmin2 = 0.209（Ns2/m8）总等积孔：Armin = 1.1896/R0.5 = 2.60（m2）困难时期：总风阻为：R = hrmin/Qfmax2 = 0.216（Ns2/m8）总等积孔：Armax = 1.1896/R0.5 = 2.56（m2）由以上计算并对照表9-3-4可以看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2m2，属于通风容易矿井，计算结果汇总表见表9-3-5。表9-3-4 矿井通风难易程度等积孔对照表通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿困难2 m2表9-3-5 矿井风阻和等积孔项目风量/m3s-1总风阻/ Ns2m-8等 积 孔/m2难易程度容 易 时 期66.60.2092.60容易困 难 时 期72.20.2162.56容易中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第95页9.4 矿井通风设备选型9.4.1 通风机选择的基本原则通风机选择的基本原则所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求：（1）选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下一水平通风机的需要。当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电机械的使用年限不宜小于10 a；（2）留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比最大允许使用值小5，离心式通风机的转数一般不大于允许值的90%；（3）通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内；（4）虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。9.4.2 通风机风压的确定通风机风压的确定1）自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。（1）静压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。H = gH （9-16） 式中： 进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9-4-1所示；H 井筒深度，m。表9-4-1 空气平均密度项目进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=741 m风井深度：Z风井=424 m （注：风井与副井地表相差5 m）高差： Z高差=746-424=325 m冬季空气密度取：进=1.28 kg/m3，出=1.20 kg/m3，平均=1/2（进+出）=1.26 kg/m3冬季自然风压：hna=进gZ副井-平均gZ高差-风井gZ风井=1.289.8741-1.269.8325-1.249.8424=9295.1-4013.1-5152.5= 129.5 Pa夏季空气密度取：进=1.20 kg/m3，出=1.24 kg/m3，平均=1/2（进+出）=1.22 kg/m3中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第96页夏季自然风压：hna=进gZ副井-平均gZ高差-风井gZ风井=1.209.8741-1.229.8325-1.249.8424=8714.2-3885.7-5152.5= -324 Pa冬季自然风压有利于矿井通风，压力为129.5 Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为-324 Pa。2）通风机风压（1）该矿井为抽出式通风，通风容易时期通风机静风压为：Hrsmin = hrmin-hn +h损失 （9-17）式中 hrmin 通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hn 通风容易时期帮助通风的自然风压，hn = 0；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50 Pa。则有 hrsmin = 928.52-129.5+50 =849.02（Pa）（2）通风困难时期，考虑自然风压阻碍通风机通风，通风机静风压为：Hrsmax = hrmax-hn +h损失 （9-18）式中 hrmax 通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；hn 通风困难时期帮助通风的自然风压，hn = 0；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50 Pa。则有 hrsmax = 1126.45+324+50 = 1500.45（Pa）3）通风机实际通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风），通过主要通风机的风量Qf必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算： Qf = 1.1Q （9-19）式中 Qf实际风量，m3/s；Q 风井总风量，m3/s；1.05抽出式矿井通风外部漏风系数。容易时期：Qf = 1.166.6 = 73.3（m3/s）困难时期：Qf = 1.172.2 = 79.4（m3/s）4）通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h = R Q2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：Rrsmin = hrsmin/Qrmin2 = 849.02/73.32 = 0.158（Ns2/m8）困难时期：Rrsmax = hrsmax/Qrmax2 = 1500.45/79.42 = 0.238（Ns2/m8）风机风压与风量的关系：容易时期：hrsmin = RrsminQr2 = 0.158Qf2困难时期：hfsmax = RfsmaxQf2 = 0.238Qf2主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压列入表9-4-2中。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第97页表9-4-2 主要通风机工作参数表容易时期困难时期风量/m3s-1风压/Pa风量/m3s-1风压/Pa73.3849.0279.41500.45根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井前后期风机型号均为FBCDZ-10-No.24C型轴流式通风机。该型通风机装置性能曲线如图9-4-1所示，在图上绘制风阻线，并求出风机的实际工况点M1和M2。FBCDZ-10-No.24C型轴流式主要通风机性能参数见表9-4-3。表9-4-3 主要通风机性能参数表型 号通风时期叶片安装角/（）转速 /rmin风压/Pa风量 /m3s效率/（%）输入功率kW容易4158085073.30.71150.2FBCDZ-10-No.24C困难44580150179.40.78175.39.4.3 电动机选型电动机选型主要通风机选定后，根据各时期的主要通风机输入功率计算出电动机的输出功率，选出电动机。由于Nfmin/ Nfmax = 150.2/175.3 = 0.860.6，即只需选一台电动机，其功率为：Ne = Nfimaxke/e （9-20）式中 Ne 电动机的输出功率，kW；Nfimax 通风机困难时期主要通风机的输入功率，kW；ke 电动机容量备用系数，取1.15； e 电动机效率，取0.92。则：Ne = 175.31.15/0.92 = 202.5（kW）根据以上计算出的功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为TDK99/30-10的同步电动机，其详细参数见表9-4-4。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第98页304050608090100110702005008001100140017002000230026002900304050608090100110704080120 160 200 24040/3243/3849/4152/4455/4740/3243/3849/4152/4455/470.650.700.750.750.700.650.800.85Q/m3s-1Q/m3s-1Pst/PaNsh/kWFBCDZ-10-NO.24C型n=580 r/minM1M1M2M2图9-4 主要通风机装置性能曲线表9-4-4 电动机技术参数表中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第99页型号功率/kW电压/V电流/A转速/rmin-1TDK99/30-10250600029.4600励磁装置参数型号电压/V电流/A质量/t生产厂家KGLF-200/5033.52462.5江西电机厂9.4.4 矿井主要通风设备的要求矿井主要通风设备的要求矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机用。在特殊条件下，作临时使用时，必须报主要通风机管理，制定措施，报省煤炭局批准。（1）主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%；（2）主要通风机必须保证经常运转；（3）主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通风机和一部备用电动机。备用通风机或备用电动机和配套通风机，必须能在10 min内开动。（4）装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；（5）主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准； （6）进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风设备；（7）回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串联通风必须符合煤炭安全规程第117条有关规定；（8）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；9.4.5 对反风、风硐的要求对反风、风硐的要求为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时的有害气体不进入工作面，危及井下工人的生命安全，我国规程规定要求在10 min内能把矿井风流反转过来，而且要求风量不小于正常风量的60。本设计采用反风道反风，即在出风井另开反风道，安装反风装置。能够保证安全可靠，满足反风的时间和风量要求。9.5 防止特殊灾害的安全措施9.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。（2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积骤瓦斯的地点，必须及时处理。（3）掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。（4）掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。（5）大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第100页（6）所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。（7）井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。（8）综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。（9）煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个装煤站应进行喷雾洒水。9.5.2 预防井下火灾的措施预防井下火灾的措施（1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。（2）井下机电设备选用防爆型为原则。应加强机电设备的安装质量。并加强维修及管理。防止漏电及短路产生高温和火花。（3）对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收；加强密闭，及时密闭采空区；对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂；分层开采还应在采区随采随注。（4）二阻化剂防火：根据化验与实践，本矿各煤层均属自然发火煤层，自然发火期为68个月。据平顶山现有生产矿发火都是在工作面停采以后，在停采线或采线附近着火。针对以上情况。丁组煤层虽厚但一次采空。故仅对停采线附近喷洒阻化剂进行防火。对于其它厚煤层考虑黄泥灌浆。9.5.3 防水措施防水措施1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水。（1）接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；（2）接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；（3）接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；（4）打开隔离煤柱放水时；（5）接近有出水可能的钻孔时；（6）接近有水或稀泥的灌泥区时；（7）底板原始导水裂隙有透水危险时；（8）接近其它可能出水地区时。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第101页10 设计矿井基本技术经济指标表10-1 设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤 层 牌 号-J(31)2可采煤层数目层33主采煤层厚度m8.24煤 层 倾 角()1422矿井工业储量Mt172.095矿井可采储量Mt109.73矿井年工作日数d3306日采煤班数班3矿井年生产能力Mt/a1.507矿井日生产能力t/d5074.168矿井服务年限a56.39矿井第一水平服务年限a27.4井田走向长度km6.010井田倾斜长度km3.2瓦 斯 等 级-低11瓦斯相对涌出量m3/t0.81通风方式前期-中央边界式12通风方式后期-中央并列式矿井正常涌水量m3/h26013矿井最大涌水量m3/h28014开 拓 方 式-立井两水平暗斜井延伸第一水平标高m-70015最终水平标高m-1000生产的工作面数目个116备用的工作面数目个017采煤工作面年进度m936移交时井巷工程量m423818达产时井巷工程量m806519开拓掘进队数个320大巷运输方式-矿车21矿 车 类 型-1.5 t固定箱式矿车22电机车类型台数直流架线式电机车23设计煤层采煤方法-走向长壁采煤法工作面长度m200工作面推进度m/月78工作面坑木消耗量m3/kt1工作面效率t/工60.4124工作面成本元/t110中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第102页薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究摘要摘要:鄂尔多斯地区蕴含着丰富的煤炭资源，该区煤层储量大，埋藏浅，倾角小，瓦斯含量低，煤层厚，被誉为世界八大煤田之一，是我国重要的商品煤基地。其特点是埋藏浅基岩薄，上覆较厚的松散层，在开采过程中出现了矿山压力的剧烈显现，顶板台阶下沉地面塌陷，甚至出现工作面涌水溃沙的严重事故。但是以往并没有针对该区基岩厚度的不同进行系统的分析，对载荷的确定也没有细致的研究。因此全面系统的进行浅埋煤层覆岩运动规律研究与应用是目前巫待解决的问题。针对本区矿压显现的特殊问题，本文综合运用理论研究、现场实测的方法，初步分析了采场上覆松散层载荷确定及传递规律，按照基岩厚度不同提出了不同的开采方法和支护设计。关键词关键词:薄基岩；浅埋煤层；载荷传递；采煤方法；支护设计1绪论绪论1.1问题的提出和研究意义问题的提出和研究意义煤炭作为一次性能源，在我国能源构成比例中占70%以上，其主要地位将在以后年内不会发生变化1。根据专家预测2，为保证我国国民经济的正常发展，2020年、2050年的原煤产量占一次性能源的比重分别达68%、50%左右。煤炭不仅是我国的基本燃料，而且是重要的工业原料，从煤炭中可以提取二百多种产品，这些产品都是我国社会主经济建设和人民生活所必需的。因此，加速煤炭工业现代化步伐对我国实现工业、业、国防和科学技术的现代化至关重要。该地区煤层赋存的最大特点是埋藏浅，基岩薄，基本顶为单一关键层结构，属典型浅埋煤层。基岩上为厚度较大的风积沙(3060m)，具有典型浅层地压特征3。部分区域沙层之下蕴藏着大量潜水，在这种特殊条件下开采，矿井容易受到涌水溃沙的严重威胁，加之矿区位于生态环境比较脆弱的沙漠地带，很容易导致土地沙漠化的加重和生态的破坏。浅埋煤层十几年的开采实践表明，开采引起的特殊岩层控制问题，主要有顶板覆岩出现全厚切落形成剧烈的矿山压力显现，支架压死。开采导致的裂隙贯通，从而造成水沙溃入工作面，致使工作面报废，井下设备被掩埋，无法撤出，水资源流失，加重了生态恶化的程度。目前对厚松散层薄基岩浅埋煤层采场上覆岩层载荷的研究主要是以静态的方式将厚松散层的全部重量作为基岩的载荷进行计算。在井下实际开采的观测中，基本顶基岩全部塌落后，上覆表土松散层黄土并不是全部塌落下来，这说明上覆松散层并不是以全部重量作用在基岩上的，而是存在一定的结构。并且随着开采的进行，松散层的载荷也在不断的变化，因此找到其变化的规律，合理确定基岩的载荷对于设采场的支护参数是很重要的。1.1.1国外研究现状国外研究现状大型浅埋煤田在世界上不多，国外较为典型的是莫斯科近郊煤田和美国阿巴拉契亚煤田，印度和澳大利亚也在进行浅埋煤层开采，埋深在l00m以内，这些国外矿区的地表主要为表土层。对于浅埋煤层矿压显现规律研究最早的是前苏联的M秦巴列维奇，他根据莫斯科近郊浅埋煤层条件提出了台阶下沉假说：认为当煤层埋藏较浅时，随工作面推进，顶板将呈斜方六面体沿着向煤壁的斜面而跨落直至地表，支架上所受的力应考虑整个上覆岩层的作用。此外，前苏联BB布德需克曾在1981年探讨过埋中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第103页深100m顶板为粘土厚层条件下，顶板冒落时产生动载现象，来压十分猛烈。20世纪80年代初，澳大利亚B霍勃尔依特博士等对新南威尔士安谷斯坡来斯煤矿浅部长壁开采的一些矿压现象进行了实测8-1。该矿开采李寺古煤层，顶板为煤、页岩互 层，坚固稳定，采高约2.6m，煤层赋存平缓，初期煤层开采深度约72m，工作面长135m。顶板破断与岩层移动特征:初次跨落步距10m，随工作面推进，沿工作面和采空区边缘的顶板岩层几乎是垂直断裂，岩层破断角为7690，地表最大下沉量为采高的60%，最大下沉量的85%发生于距工作面40m范围内。说明采空区迅速压实，煤壁附近顶板岩层迅速发生整体移动。实测工作面前方上平巷顶底板移近量不大，除超前支撑压力最大移近量为20mm外，一般均小于10mm。工作面使用89架支撑掩护式支架，额定工作阻力为4500kN/架，初撑力为额定工作阻力的80%。支架有动载现象，安全阀经常开启。顶板破断期间支架以很快的速度达到额定工作阻力，但在37天内又重新减小。支架后柱载荷一般大于前柱，在非生产期间前后柱载荷趋于相等。英国和美国为控制浅部开采地表塌陷，多采用房柱式开采8-2。以上是对国外浅埋煤层开采矿压显现规律的综述，国外研究虽也建立了支架受载力学模型，但多半停留在经验公式和现场实测的阶段，没有在理论上作进一步的系统分析。但这对于我国浅埋煤层的开采，具有一定的参考价值。 1.1.2国内研究现状国内研究现状20世纪90年代，我国开始了大规模开发大西北能源的战略，建立了东胜精煤公司，开始了煤炭的大规模开采，引进了国外先进的开采设备及辅助运输设备，采用长壁开采方法。这一时期，浅埋煤层的矿压显现剧烈问题也逐步暴露出来。1999年开始，侯忠杰在“关键层”理论的基础上，通过对大柳塔煤矿1203工作面和灵武矿务局灵新矿L5114工作面的观测根据浅埋煤层的特点提出了“组合关键层” 10。研究认为，对于一般浅埋煤层，煤层顶板某一岩层成为关键层不仅应满足刚度条件，还要满足来压强度条件；地面松散层厚度对浅埋煤层关键层的层位有很大的影响，在上覆基岩相同条件下，地面松散层厚度不同，则其关键层的层位也不同；一般浅埋煤层，最下一层坚硬岩层可能是主关键层，也可能是亚关键层；但地面厚松散层浅埋煤层，两层坚硬岩层都是主关键层，这是地面厚松散层浅埋煤层的独有特点；地表厚松散层浅埋煤层的两层关键层必然发生组合效应，形成组合关键层。张世凯等人以大柳塔首采面矿压实测为基础，对厚松散层薄基岩近水平煤层顶板来压机理、形式和上覆基岩垮落规律进行了分析，同时给出了全厚切落式支架支护阻力计算方法及公式11。2002张文军等对浅埋煤层开采覆岩移动规律数值分析，得出卸荷变形是引起浅埋煤层直接顶初始离层的主要因素之一，浅埋煤层老顶岩层破坏的主要顺序仍为“离层一断裂一垮落”，厚松散层浅埋煤层开采时，当关键承载层完全垮落后，覆岩会发生直达地表的整体切落现象。总之，以上国内外对浅埋煤层顶板结构及灾害机理进行了深入、细致的研究。但是，有些问题还有待于深入的研究。主要有：目前对厚松散层浅埋煤层的研究主要是针对某一个煤矿提出一些解决该矿矿压及围岩支护的问题，只能对类似矿井具有借鉴作用，缺乏对一个矿区浅埋煤层开采的系统研究；另外就是上覆厚松散层并不是以全部的重量作用在基本顶岩层上，其自身还有一定的稳定性，随着开采的进行，其载荷也在不断的变化之中，因此基岩上覆载荷的确定有待进一步研究。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第104页1.2主要研究内容主要研究内容本文研究不同厚度基岩的运动规律，从而提出相应的控制措施和合理的开采参数，使其适应大部分的浅埋煤层开采顶板控制问题。(1)不同厚度薄基岩采场上覆岩层运动规律研究通过对鄂尔多斯地区大量煤矿的地质资料、内蒙古伊泰集团公司下属煤矿的浅埋煤层工作面覆岩运动规律的综合分析，根据基岩厚度的不同，将顶板基岩分别按厚度小于于15m，1535m，3560m和大于60m分为4类，选用数值模拟的方法分析其顶板垮落、地表下沉的特点和规律，得出不同分类基岩的运动规律，为其顶板控制、采煤方法选择提供依据。(2)基岩载荷及其传递规律的确定对于薄基岩浅埋煤层，基岩上覆盖层(主要是风积砂)并不是以全部的重量作用在工作面顶板上，砂土层有其自身的稳定性，随着开采的推进，工作面顶板的运动垮落，砂土层载荷也是在不断的变化之中。基岩载荷的变化规律和确定是进行顶板控制的重要方面。本文基于岩石力学和土力学的经典理论，研究上覆松散载荷层的压力确定及其传递规律。(3)合理的开采工艺参数选择根据不同类型薄基岩浅埋采场上覆岩层运动和破坏规律，为不同类型薄基岩选择合理可行的采煤方法，并给出相应的顶板支护方案。2鄂尔多斯矿区浅埋煤层覆岩地质条件评价鄂尔多斯矿区浅埋煤层覆岩地质条件评价鄂尔多斯矿区蕴藏着丰富的煤炭资源，鄂尔多斯盆地也是世界八大煤田之一，随着国家对中西部地区矿产资源的开发，神华集团、内蒙古伊泰集团等大型煤炭公司相继在这一地区扎根，并进行了大规模的煤炭资源开发。在煤矿的生产和建设过程中，也发现了该区的一些显著特征，就是煤层埋藏浅，基岩薄，地表多为厚松散覆盖层。松散层厚度可达4050m，这些都将增加煤层顶板的载荷。该区煤层顶板基岩较薄，厚度一般在580m之间，与传统意义的普通采场相比，顶板基岩厚度较小，当顶板基岩厚度较薄时，煤层顶板的稳定性就会变差。在该区进行的浅部煤层开采中也出现了顶板垮落直至地表，顶板出现切落式破坏，来压剧烈，液压支架被压死，油缸破裂等事故，并且开采导致上覆岩层含水层出现裂缝，大量宝贵的地下水流失，造成地表水资源流失，加剧了地表荒漠化，或进入工作面，混合黄沙后可能引起矿井的溃水溃沙问题，使工作面被掩埋，严重影响矿井的安全生产困书14。2.1矿区煤系地层特征矿区煤系地层特征在矿井生产过程中，煤系地层的特征是决定矿井地质条件好坏的基本因素，对采场工作面的顶板管理、巷道支护等有着重要的影响。本区煤层的单轴抗压强度平均为17.5120.53MPa。对煤层进行不同围压条件下的三轴抗压强度试验，表明随着围压的增加，煤的抗压强度呈明显增加，但并非线性关系，在围压的条件下煤的破坏形式主要为剪切破坏。本区煤层顶底板岩石一般为泥岩、砂泥岩、粉细砂岩、中粗砂岩及粗砂岩等组成，各类岩石的单轴极限抗压强度一般为3060MPa，只有少数在20MPa以下。从不同岩性的抗压强度值来看，泥岩、砂泥岩的抗压强度普遍较高，一般为4050MPa，个别最高可达70MPa，而中粗砂岩的抗压强度值最低，多在3040MPa，粉细砂岩的抗压强度一般在3050MPa。分析其原因，主要是由于泥岩和砂泥岩含钙质较高，所以较致密坚硬，力学强度较大，而中粗砂岩多以泥岩胶结为主，结构较疏松，特别中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第105页是在含水较高的情况下，力学强度会降低。本区各类岩石的软化系数大部分在0.40.70之间，低于0.75，表明本区岩石属于易软化岩石，遇水后其力学强度会明显减低，直到崩解。2.2浅埋煤层的特征浅埋煤层的特征近十几年来，各科研单位在本区做了大量的研究工作，煤矿企业也在生产中总结了大量的经验，本区煤层埋藏浅，基岩薄(一般小于120m)，通常上覆较厚的松散层，其矿压显现规律不同于普通采场，具体表现为如下特征:(1)顶板基岩厚度小于60m时，顶板沿全厚切落，基岩破断角较大，破断直接波及地表。来压期间有明显的顶板台阶下沉和动载现象。工作面覆岩不存在“三带”，基本上为冒落带和裂隙带“两带”。(2)浅埋煤层工作面顶板一般为单一主关键层类型，基本顶岩块不易形成稳定的砌体梁结构。基岩厚度大于60m时，一般认为顶板有1层或以上亚关键层，基本顶来压较为缓和。3浅埋薄基岩煤层覆岩活动规律研究浅埋薄基岩煤层覆岩活动规律研究不同基岩厚度的采场上覆岩层运动规律是不同的，所采取的采煤方法和支护参数也是不同的。针对内蒙古中西部地区浅埋煤层的综合地质条件地、特征，本章将基岩的厚度进行分类，采用UDEC数值模拟的方法，分析了不同分类基岩的运动规律，以便确定与之对应的控顶方案和合理的开采参数。3.1基岩厚度分类基岩厚度分类通过对本区地质条件的分析和诸多矿井的开采实践分析总结，本区采场基岩厚度一般在580m之间，一般基岩厚度在60m以下，上覆松散层基本为风积沙，其厚度在565m之间，大部分集中在1555m之间。3.1.1浅埋薄基岩煤层两带高度计算浅埋薄基岩煤层两带高度计算(1)裂隙带高度计算因地质体中覆岩岩性是连续变化的，所以提出以岩体综合强度为变量的裂高预计方法，计算公式如下:LMHaMb式中 裂隙带高度，m，LHM 采高，m，、岩体综合强度系数，ab依据地质资料，本区井田覆岩综合强度为：32 MPa 38MPa，由此计算得本区井田覆岩HL计算得出裂隙带高度约为：27.131.5m。(2)冒落带高度计算一般情况下，冒落高度以48倍的采高预计。考虑岩石碎涨系数KP=1.31.5，采空区顶板冒落高度可以下式计算，中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第106页1cosmPMHKa式中 冒落带高度，mmHM 一煤层厚度，取平均煤厚5m， 岩石碎涨系数，=1.31.5，PKPKA 煤层倾角，lo3o。冒落带高度=(48) 5=2040m。mH3.1.2浅埋薄基岩煤层基岩厚度分类浅埋薄基岩煤层基岩厚度分类根据本区煤层覆存的特点及冒落带和导水裂隙带的计算，拟将本区煤层基岩分为4类。见表2.1所示。由上述冒落带高度计算结果，并根据本区地质条件和特征的分析可将厚度小于15m的基岩定为第一类浅埋薄基岩。由导水裂隙带高度的计算，结合具体地质条件，将厚度在1535m之间的基岩定为第二类浅埋薄基岩。根据本区众多煤层的基岩厚度统计，及生产中顶板运动的规律分析，将厚度在3560m之间的基岩定为第三类浅埋薄基岩。根据顶板运动的规律分析统计将厚度大于60m的基岩定为第四类浅埋薄基岩。表3.1 基岩厚度分类类型一二三四基岩厚度/m1515353560603.2上覆岩层关键层受力及破断分析上覆岩层关键层受力及破断分析对于采场矿压显现产生影响的关键层，人们习惯称之为基本顶，它断裂后形成的“砌体梁”结构将直接影响顶板的稳定性。坚硬岩层在破断前可视为板结构，在一定条件下可简化为梁。采用平面应力模型建立基本顶关键层固支梁力学模型15，如图2.1所示。岩梁内任一截面DD的弯矩为：22(66)12xqMLxxL则在梁的两端， ；在梁的中间， 2max12qLM224qLM 式中： L岩梁跨距， q基本顶关键层载荷。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第107页L岩梁跨距，q基本顶关键层载荷图3.1基本顶关键层固支梁受力分析设关键层岩梁厚度为h，用材料力学方法可以求出固支梁下缘(y=h/2)的正应力为：223212(66)2MyqLxxLhh 梁端的最大拉应力为：2max2qLh按拉破坏准则，岩梁的极限跨距为：2tciiRLhq式中：Rt岩石抗拉强度考虑到实际开挖存在的损伤效应，引入损伤因子，则初次来压步距确定计算公式为：2(1)tciiRLhq式中：关键层开挖损伤因子；根据现场实践计算结果取0.35， Rt关键层有效抗拉强度，qi关键层上单位载荷及关键层自重。本区基本顶关键层的初次来压破断距按照固支梁力学模型计算。结果如表2.2所示。表3.2 本区上覆关键层初次破断距初次破断距10152025303540中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第108页Min 0.70抗拉强度/MPaMax 1.609.113.713.119.716.725.220.130.323.235.126.239.629.143.9。4浅埋薄基岩煤层回采技术适用条件分类浅埋薄基岩煤层回采技术适用条件分类第二章对本区的不同基岩厚度进行了分类，并对不同分类基岩条件下的开采进行了相应的模拟，得到了各分类基岩的运动规律，本章根据前面的研究成果，对不同分类基岩条件下煤层采场参数的适用条件进行分类研究，得到相应的回采工艺及支护设计，更好地为采煤工作服务。4.1浅埋薄基岩煤层覆岩稳定性分析浅埋薄基岩煤层覆岩稳定性分析对浅埋薄基岩煤层基本顶关键层破断后的结构分析如下：(1)三角拱结构分析根据UDEC模拟结果及实际资料，基本顶初次破断具有不对称性，靠工作面一侧的岩块长度一般要大于另一侧，形成一个三角拱结构，如图3.1所示。图4.1基本顶初次来压前的围岩分布特征以此建立如下图3.2力学模型：中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第109页图4.2关键层初次破断后的三焦拱力学模型基本顶岩块间挤压面长度的简化计算式为：0111(sin)2ahl水平力T作用点的位置可取a /2处。取 将代入后得：0,0,0,ACMMY02 01010201 020102010201101020101020102()()()(sin)()22()AP llll lPPTllhlPPlPPQll令： 01010102020201,PlhKiPPPPll则上式可简化为：21222(1) (sin)(3 )2(1)AKPTKiKK PQK式中：K影响系数，可取11.5。根据统计，本区取K1.35，可得：10.489(sin)0.532APTiQP(1)三焦拱结构稳定性分析滑落失稳分析1中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第110页为防止基本顶破断岩块在煤壁处发生滑落失稳，必须满足条件：tanATQ式中：tan破断岩块间的摩擦系数，据实验测试和现场统计取0.5。得出：10.45sini一般起始回转角小于4，可不发生滑落失稳：即不失稳条件:i0.52。回转变形失稳分析2随着基本顶岩块的回转，岩块间的挤压力T值将越来越大，铰接处将会因挤压破坏产生回转失稳。一般希望出现尽早回转变形失稳，以避免滑落失稳。破断岩块间的回转变形失稳条件为：cTa式中：c基本顶岩块端角挤压强度， T/接触面上的平均挤压力。将上述公式代入后可知块度i越小，回转角1越大，三角拱结构越易回转变形失稳，对顶板控制相对比较有利。(3)单斜岩块结构分析基本顶触研后，形成一个单斜结构15，如图3.3所示。图4.3基本顶单斜岩块受力分析此时岩块回转角1达到最大值1max，其值可由下式确定：1max01(1)arcsinpmKhl式中： m 采高， h 直接顶厚度， Kp 顶板碎涨系数。则水平力T按下式计算：1max011max(12 tan)tan2(1tantan)iTP式中： tan 岩块与矸石的摩擦因素，(4)单斜岩块结构稳定性分析触研后的单斜结构不发生滑落失稳的条件:tanATQ中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第111页由此得：1max1max1max1tantan1(1tan )tan2tani计算分析求得只1max一般为10左右，则:i 1.57。所以在初次来压期间顶板块度如果小于1.57，则单斜岩块结构难以保持自身稳定，如果不采取合理的支护与控制措施，滑落失稳是必然的。本区基本顶块度以下式计算，其结果如表3.1所示：1iihiKLK式中：L初次断裂长度，hi基本顶基岩厚度，;K影响系数，取1.5。表4.1 本区不同厚度的基岩断裂块度计算结果基岩厚度/m10203040最小初次破断距/m9.116.723.229.1最大初次破断距/m13.725.235.143.9Min/m1.211.321.421.52块度Max/m1.842.002.152.30通过表4.1对基本顶关键层初次破断后的三角拱结构、基本顶触研后的单斜岩块结构稳定性分析与计算，得到如下结论：(1)较坚硬岩层容易失稳，相反，较软弱岩层初次破断岩块的三角拱结构及触研后的单斜结构相对较为稳定，(2)基本顶触矸前的非对称三角拱结构存在回转失稳的可能。4.2浅埋薄基岩煤层回采技术分类浅埋薄基岩煤层回采技术分类根据前面的数值模拟和理论计算分析，结合本区已开矿井的生产实践，将不同厚度基岩合理回采技术的适用条件进行分类，如表 3.2所示。表4.2 浅埋薄基岩煤层回采工艺适用条件分类类型一二三四基岩厚度/m151535356060采厚/m5555采煤方法房式或房注式开采房式或房注式开采长壁工作面开采长壁工作面开采4.2.1第一类浅埋薄基岩煤层回采技术第一类浅埋薄基岩煤层回采技术第一类浅埋薄基岩煤层由于顶板基岩太薄，无法承担上覆岩层的重量，开采过程中严重的顶板台中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第112页阶下沉，覆岩整体切落，直达地表，造成地表的严重台阶下沉，因此这类薄基岩条件下的开采推荐选用房式或房柱式开采方法。4.2.2第二类浅埋薄基岩煤层回采技术第二类浅埋薄基岩煤层回采技术第二类浅埋薄基岩煤层由于顶板基岩较薄，为控制顶板，实现安全生产，建议采用房式或房柱式开采方法，可采用连续采煤机短壁开采会大幅提高回采效率，本节考虑连续采煤机工作面开采。本区推荐采用连续采煤机连续运煤系统胶带输送机工艺系统。工作面连续采煤机落煤后，转运至连续运煤系统，经连续运煤系统运至工作面运输巷胶带输送机。连续运煤系统运行距离区间100200m(自身长80m，刚性架子长80m)，所以受其总长度的制约，每回后退80m需前移刚性架子和回缩胶带一次。(1)支巷掘进按相关理论计算分析，结合本区实际条件，确定煤房及联络巷顶板均采用锚网支护。支巷采用连续采煤机掘进，支巷采用顶部锚网支护，由锚杆钻机来完成，采煤机和锚杆钻机进行交替作业。(2)煤柱回收当工作面支巷掘进到位后，进行煤柱的回收，采用左右侧交替进刀的双翼进刀回收煤柱，连续采煤机从回风巷侧后退式依次按45“角斜切进刀，交替回收支巷左右煤柱，当采煤机进刀一半深度后退出，转向另一侧进刀，锚杆机及时进入，进行顶部锚杆支护，采煤机与锚杆机交替循环作业。两台履带行走式支架在支巷内迈步式向前移动，及时支护连续采煤机后方的悬空顶板。(3)工作面运煤系统连续采煤及落煤后经其收集头、输送机转载至运煤系统的第一台带有给料破碎机动式桥式输送机上，再经由连续运煤系统输送机、移动式桥式输送机、机位刚性架子到达工作面运输巷的胶带输送机上。(4)顶板管理工作面在回收煤柱过程中履带式支架可以带压移架，及时支护顶板，保证工作面的安全回采空间，同时该支架可以切顶，回采完成后的采空区顶板有规律的充分冒落，即采用全部跨落法管理顶板。4.2.3第三、四类浅埋薄基岩煤层回采技术第三、四类浅埋薄基岩煤层回采技术第三、四类浅埋薄基岩煤层采用长壁工作面采煤，回采工艺同普通长壁工作面相似，加之煤层厚度较大，倾角较小，覆存条件好，建议本区采用高产高效综合机械化采煤，长壁工作面斜长一般不低于250m，工作面推进长度可适当的加长，液压支架选用高强度支架，其他设备根据生产能力综合选择，以此来实现高产高效生产一矿一井一面的回采。5浅埋煤层顶板支护设计浅埋煤层顶板支护设计采场支护设计是工作面顶板控制的关键环节，是保证安全生产的必要前提之一，良好的支护设计能有效控制顶板，保护人员及设备安全，确保安全顺利开采。本节根据前面的载荷传递研究和顶板运动规律分析，结合所采取的回采工艺，得到合理可行的支护设计方案。中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第113页5.1第一、二类浅埋薄基岩煤层支护设计第一、二类浅埋薄基岩煤层支护设计第一类浅埋薄基岩煤层采用房式或房柱式开采方法，支护方式主要采用锚杆支护16 。第二类浅埋薄基岩煤层采用短壁连采机回采工艺，支巷掘进时顶板采用锚杆支护，在回收支巷煤柱时则在采空区边缘布设履带行走式液压支架，两台履带行走式液压支架在煤房内迈步式向前移动，及时支护连续采煤机后方的悬空顶板，煤柱回收后采用全部垮落法管理顶板。短壁煤柱回收后，煤层顶板像长壁工作面一样同样要经历直接顶初次垮落和基本顶初次来压及周期性来压的过程，但由于短壁开采在回收煤柱时的采空区中留有小煤柱临时支撑顶板，使得直接顶垮落受到一定的影响。为了控制采场顶板，采用履带行走式液压支架支护直接顶，采场顶板来压时，行走支架位于两翼回收煤柱的三角区，顶板压力主要由煤柱来承担，对行走支架的冲击载荷不像长壁工作面液压支架那样大，动载系数小于长壁开采时的动载系数。因此，行走支架以支护直接顶岩层为主，基本顶岩层断裂后形成的附加载荷对支架影响不大。5.2第三、四类浅埋薄基岩煤层支护设计第三、四类浅埋薄基岩煤层支护设计在前文中已经得出第三、四类浅埋薄基岩煤层可采用长壁工作面采煤，故考虑长壁工作面的支护设计。5.2.1基本顶关键层初次破断后的支护阻力分析与确定基本顶关键层初次破断后的支护阻力分析与确定根据基本顶初次来压得结构分析，基本顶触研前的非对称三角拱结构有滑落失稳和回转失稳两种可能，而触研后的单斜结构仅为滑落失稳。滑落失稳对工作面威胁最大，故顶板控制主要是控制基本顶结构沿煤壁滑落失稳。控制三角拱结构滑落失稳的支护力分析13， 101tanATRQ得出：01012132tan()(1)21 sinKKRPK由上式可以明显看出，块度i越小，回转角1越大，三角拱结构越易回转变形失稳，支护力R01越小。控制单斜结构滑落失稳的支护力分析 2控制单斜结构滑落失稳是基本顶初次来压期间顶板控制的基本要求。由上面分析可知，必须提供必要的支护力才能维持顶板稳定，其控制条件为：02tanATRQ代入上述公式得出支护阻力R02为：1max02011max(12 tan)(1tan )12(1tantan)iRP5.2.2基本顶关键层周期来压支护阻力分析与确定基本顶关键层周期来压支护阻力分析与确定基本顶周期破断形成的“砌体梁，平衡结构力学模型15如图4.1所示，取中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第114页 0,0ACMM。根据对顶板整体结构的计算得，由此可以推导出周期来压期间：1212,LL RR11111114 sin2sin2sin(2)43sin4sin(2)AiTicoxiicox图4.1 关键层周期来压的力学模型为防止周期来压时结构沿工作面发生滑落失稳，其自身必须满足条件：tanATQ可得：1112cossin4(1 sin)i由于1的限制，当i 0.9时，顶板才不会出现滑落失稳。控制周期来压滑落失稳是基本顶周期来压期间顶板控制的基本要求。由上述分析可知，必须提供必要的支护力才能维持顶板稳定，其控制条件为：03tanATRQ由上述分析可得支护阻力R03：11103114 (1 sin)3sin242sin(2)icoxRicox6主要结论主要结论本文综合运用材料力学、岩石力学及矿山压力等理论，综合分析了内蒙古鄂尔多斯地区煤层埋藏的特点及矿山压力显现规律，初步研究了顶板上覆岩层载荷的确定与传递规律;最后结合工程实践总结完善了浅埋煤层顶板运动规律与开采方法研究。通过以上的分析研究，得到以下主要结论：(1)通过对本区诸多矿井的地质资料和生产情况的综合分析，熟悉了本区煤层覆存的特点，即煤层中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第115页埋藏浅，基岩薄，通常上覆较厚的松散层。并得到了本区矿山压力显现规律为顶板基岩沿全厚切落，基岩破断角较大，破断直接波及地表，来压期间有明显的顶板台阶下沉和动载现象，工作面覆岩不存在“三带”，基本上为冒落带和裂隙带“两带”。了解了浅埋煤层覆存与矿压显现的特殊性。(2)通过理论计算和综合分析，将本区矿井基岩按厚度分为四类，采用数值模拟的方法研究了其各自的顶板运动规律，结果表明前三类浅埋薄基岩顶板垮落均呈现台阶下沉，特别是前两类基岩顶板垮落出现覆岩的整体切落，引起地表的相应下沉，随着基岩厚度的加大，顶板垮落步距逐步增加，台阶下沉和地表塌陷状况有所缓和，经分析为基本顶单一关键层结构所为。第四类浅埋薄基岩煤层基岩厚度较大，存在两层或以上关键层，顶板来压不像前三类剧烈，没有出现台阶下沉，顶板破断为拉应力引起的弯曲破坏下沉。(3)根据不同厚度基岩的顶板运动规律研究结果，对不同厚度基岩条件下煤层提出了不同的开采方法，第一、二类浅埋薄基岩煤层采用房式或房柱式开采方法为宜，第三类和第四类浅埋薄基岩煤层建议采用长壁开采方法，并得到了相应的采煤工艺流程及支护设计。参考文献参考文献1 钱鸣高. 煤炭产业特点与科学发展J.中国煤炭,2006,32(11).2 钱鸣高,许家林. 煤炭工业发展面临几个问题的讨论J.采矿与安全工程学报,2006,23(2).3 黄庆享.浅埋煤层的矿压特征与浅埋煤层定义J.岩石力学与工程学报,2002,21(8).4 黄庆享.浅埋煤层长壁工作而开采项板结构及岩层控制研究M.徐州:中国矿业大学出版社,2000.5 钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制阿M.徐州:中国矿业大学出版社,1994.6 钱鸣高,缪协兴,许家林等.岩层控制的关键层理论M明.徐州:中国矿业大学,2003.7 杨鹏,冯武林.神府东胜矿区浅埋煤层涌水溃沙灾害研究J.煤炭科学技术,2002,30(l).8 黄庆享,浅埋煤层采动厚砂土层破坏规律模拟J.长安大学学报(自然科学版),2003,23(4) . 9 侯忠杰,吕军.浅埋煤层中的关键层组探讨J.西安科技学院学报，2000,21(1).10 张世凯,王永申,李钢等.厚松散层薄基岩煤层矿压显现规律J.矿山压力与顶板管理,1998,3.11 黄正全.浅埋煤层开采岩移特征与渗水机理分析J.西部探矿工程,2006,2.12 侯忠杰,张杰.厚松散层浅埋煤层覆岩破断判据及跨距计算J.辽宁工程技术大学学报,2004,23(5).13.李文平等.陕北榆神府矿区地质环境现状及采煤效应影响预测工程明M.地质学报,2000,8(3).14.黄庆享.浅埋煤层长壁工作而开采项板结构及岩层控制研究M.徐州:中国矿业大学出版社，2000,2.15 王国立.活鸡兔首采工作面矿压及其上覆岩层移动研究D.辽宁阜新:辽宁工程技术大学，2002,13.17 李刚,梁冰,李凤仪.大柳塔煤矿12305工作面覆岩活动规律的相似模拟J.黑龙江科技学院学报,2005,15(5).18 赵宏珠.中国综放长壁技术和装备出日印度应用效果分析J.煤矿开采,2000,1.19 沈明荣.岩体力学四M.上海:同济大学出版社,1999.20 赵宏珠.浅埋采动煤层工作面矿压规律研究J.矿山压力与顶板管理,1996,2.中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第116页20 张镇. .薄基岩浅埋采场上覆岩层运动规律研究与应用硕士学位论文. .济南：山东科技大学，200722 杜福荣. .浅埋煤层覆岩破坏及地表移动规律的研究硕士学位论文. . 阜新：辽宁工程技术学院，2002中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第117页英文原文英文原文A method for the design of longwall gateroad roof supportW.Lawrence Geowork Engineering,Emerald,QLD,AustraliaAbstract：A longwall gateroad roof support design method for roadway development and panel extraction is demonstrated. It is a hybrid numerical and empirical method called gateroad roof support model（GRSM）, where specification of roof support comes from charts or equations. GRSM defines suggested roof support densities by linking a rock-mass classification with an index of mining-induced stress, using a large empirical database of Bowen Basin mining experience. Inherent in the development of GRSM is a rock-mass classification scheme applicable to coal measure strata. Coal mine roof rating（CMRR）is an established and robust coal industry standard, while the geological strength index（GSI）may also be used to determine rock-mass geomechanical properties.An elastic three-dimensional numerical model was established to calculate an index of mining induced stress, for both roadway development and longwall retreat. Equations to calculate stress index derived from the numerical modelling have been developed. An industry standard method of quantifying roof support is adopted as a base template（GRSUP）.The statistical analyses indicated that an improved quantification of installed support can be gained by simple modifications to the standard formulation of GRSUP. The position of the mathematically determined stable/failed boundary in the design charts can be changed depending on design criteria and specified risk.Keywords: Coal mine；Roof control；Support Design1. IntroductionLongwall gateroad strata stability is essential to ensure uninterrupted production. In Central Queenslands Bowen Basin, immediate gateroad roof lithology varies from coal to weak interlaminated material, to strong almost massive sandstone, with localised areas of weak fault affected strata. It is usual for roof conditions within any one mine to vary significantly. Typically, longwall mines in the Bowen Basin have specified gateroad roof support based on past practice. Modifications to gateroad support are generally reactive, due to encountered difficult strata conditions, and less proactive. Current gateroad support design approaches have limitations, which have restricted their applicability and adoption as mine site design tools.A prototype for an improved gateroad support design methodology has been developed that is integrated and systematic, based on rock engineering principals, but requires engineering judgement and experience 1. There were several broad objectives for the design methodology. A consistent and unambiguous definition of strata conditions and behaviour was required. Gateroad roof support needed to be assessed and specified. The method had to provide design 中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第118页calculations and justification for compliance and statutory purposes, and could serve as a frame work for a mine strata management system. Mine site support designers must be able to readily use the method to manage uncertainty and risk. The method must be able to be reviewed, modified and expanded.2. Current roof support design methods for longwall gateroadsNumerous roof support design methods have been proposed over the years, but none have gained widespread acceptance by the coal mining industry 2. There are empirical databases, some proprietary, based on industry practice, which specify gateroad primary and secondary support densities, using a statistical approach 3,4. Analytical methods are not appropriate when rock-mass yield due to high mining induced stresses occurs, but may be applicable and adapted to low stress environments 5. The application of complex post-yield numerical modelling in the design process for excavation support is valid although contentious, and requires a more comprehensive justification and better industry understanding of its strength and limitations 6. The complete mathematical representation of rock-mass properties and behaviour is a complex issue, which is still outside the capability of current numerical modelling code 6.Engineers and mathematicians do not have the current capability to fully define rock-mass geomechanical properties and their mathematical representation. Elasticplastic numerical modelling is a useful tool if used appropriately. It is not exclusively correct or unique, or always superior to other available and accepted design techniques. These aspects have been recognised during recent collaborative Australian Coal Association Research Program research on longwall microseismics 7, where it was considered that current 3D numerical models lack sufficient validated constitutive relationships, and are forced to make compromises when dealing with complex rock-mass behaviour.Simplified elastic numerical methods 8,9 have merit and are certainly applicable for more massive sedimentary rock-masses 5. An assessment of their applicability to weaker, laminated clastic rock-masses is required. Hybrid numerical and empirical methods have been developed for the geotechnical design of undercut and production level drifts of block caving mines 10.3. Geotechnical roof classification of longwall gateroadsTwo classification schemes were considered appropriate. Firstly, the coal mine roof rating （CMRR） 11, which is an established coal industry standard. Secondly, the Geological Strength Index, GSI with strength parameters included 12. A recent publication 13 has contended that GSI estimates of rock-mass strength should not be used for coal mine roof problems, where the geometrical scale of the problem is similar to discontinuity spacing. A distinction needs to be made between the GSI classification and the related HoekBrown failure criterion. This scale effect and situations where the failure criterion should not be used have been discussed 14 However, this does not mean that a classification of the rock-mass cannot be made. Indeed, this scale issue is a problem inherent in any rock- mass classification scheme, not 中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第119页just GSI, and for any failure criterion. For example, some mines appropriately use unconfined compressive strength （UCS） as an index or failure criterion, but UCS is also scale dependent and has the same limitations.Within the support design methodology, the rock-mass classification schemes will link mining-induced stresses （or stress index） and required installed roof support. Therefore, the classifications should be independent of environmental and geometrical factors, such as mining induced stresses and excavation orientation and size. A rock-mass classification scheme must also provide rock-mass geomechanical properties to enable the calculation of mining induced stresses.It is anticipated that CMRR will be the principal classification scheme used. However, the single rock-mass classification scheme that is best suited is the GSI derived global rock-mass strength. For numerical or analytical models, HoekBrown failure criterion parameters, modulus of deformation and rock-mass strength can be estimated from GSI 15,16.Direct utilisation of either CMRR or GSI is included within the design methodology.4. An index of mining induced stressAn index of mining induced stress in the gateroad roof at a location of interest is required. The three-dimensional （3D） stress distribution about a longwall panel including goaf reconsolidation, and the continuous stress redistribution that occurs during panel retreat, is a complex and difficult phenomena to quantify. One approach would be to construct a full elasticplastic, 3D numerical model. This approach would have limitations to a verified, unique and readily achieved calculation of stress, for several reasons. Generalised model roadway and goaf geometry may not always match the actual geometry. Generalised model roof lithology may not always match the actual lithology and variations. The roof/seam/floor interaction is a complex system and is difficult to model accurately. Rock-mass geomechanical properties, in particular post-yield cannot be fully defined. The geomechanical properties of the goaf, extent and behaviour of strata fracturing and caving, and goaf stress reconsolidation are largely unknown. The model may take many days to complete just a single scenario.While calculated mining induced stress from a detailed elasticplastic, 3D numerical model may be an appropriate parameter, there is little justification to improved accuracy compared to other methods. An alternative approach is to calculate mining induced stress from elastic 3D numerical models. Calculated mining induced stress in the immediate gateroad roof just outbye of the face-line may not be accurate if rock-mass yield occurs, but as an index of stress, it may be appropriate. An important criterion of its suitability would be how reasonable its relative variation is with changes in input parameters. A significant advantage is that it could be readily calculated for variable scenarios and would be within the range of capability of more geotechnical engineers.Maximum elastic tangential stress in the roof of a modelled gateroad could be considered a better indicator of rock-mass failure than the residual post-yield stress. Undoubtedly, significant 中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第120页rock-mass failure and subsequent stress redistribution do occur, which are not reflected in an elastic model. In the immediate roof of the gateroad, these failures are initiated at a critical mining induced stress. The stress index is a reasonable and appropriate measure of this critical stress, even if it may not agree in absolute magnitude after stress redistribution occurs. For mining induced stresses from an elastic 3D numerical model to be a reasonable representation, several issues influencing the stress distribution must be considered, which include strata fracturing and caving and goaf reconsolidation.For bulking-controlled caving, empirical relationships are used to predict the height of caving （goaf） and fracturing 17: （m） （1） （m） （2）where Hc is the caving（goaf） height above top fextracted horizon, Hf is the thickness of the fractured zone above top of caving zone, h is extraction thickness,and c1, c2, c3, c4, c5 and c6 are coefficients depending on lithology （Table1）.Table 1 Coefficients for average height of caving zone 17Coefficients /mLithologyCompressive strength/MPaC1C2C3C4C5C6Strong and hard402.1162.51.22.08.9Medium strong20-404.7192.21.63.65.6Soft and weak206.2321.53.15.04.0Weathered-7.0631.25.08.03.0Goaf stressstrain behaviour can be been defined 18 （Eq. （3）, based on earlier work 19, as follows: （MPa） （3） where, and are the vertical goaf strain and stress,respectively, E0 is the initial tangent modulus,and m is the maximum possible strain of the bulked goaf material.The initial bulking factor, BF, defines m as follows: （4） The initial tangent modulus, E0, can be defined as a function of the compressive strength of rock pieces, c, and the bulking factor, BF18,20: （MPa） （5）The FLAC3D double-yield constitutive model is used to simulate a strain-stiffening material with irreversible compaction,i.e.volumetric yield,in addition to shear and tensile failure.Upper-bound tangential bulk and shear moduli are specified21, with the incremental 312100ChHcc hc01 ( /)mE 1mBFBF1.04207.710.39cEBF645100fhHcc hc中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第121页tangent and shear moduli evolving as plastic volumetric strain takes place.In addition to the shear and tensile strength criteria,a volumetric yield surface or cap has to be defined. The cap surface,defined by the cap pressure, pc, is related to the plastic volume strain, pv. The cap pressure, pc, is not the goaf vertical stress, v. The relationship between cap pressure and plastic volume strain is derived from an iterative FLAC2D compression test model,using a one element,1m1m,grid. Loading was simulated by applying a velocity to the top of the element, which has confined sides and base.The constitutive equation was derived from the iterative results by a Microsoft Excel Solver regression analysis,assuming a linear function.Goaf deformation and material strength parameters are defined as follows（Table2）. Table 2 FLAC3D goaf reconsolidation parameters1Upper bound tangent modulus230 MPa2Poissons ratio0.303Density1.7 gm/cc4Cohesion0.001 MPa5Friction angle256Dilation27Tensile strength0 MPa8PV330.481 1.997.830.449ccpeeBFTable 3 FLAC3D numerical model geometrical, geomechanical and geotechnical para meters1ParameterRangeUnitage2Roadway height2-3.4m3Roadway width4.8-6.5m4Longwall panel width200-300m5Pillar width15-45m6Depth60-330m7Immediate roof USC8-62MPa8Ratio of in situ horizontal to vertical stressRange from 1.2 to 2-9Rock-mass stiffness-10Rock-mass poissonratio0.25 for stone ,0.3 for coal-There are many theories on goaf reconsolidation, based on sound principles. Results from the various formulations do vary significantly. Which, if any, are correct is unknown, as goaf stresses have not been measured 18,22. For no other reasons than it is well described, and includes more of the parameters perceived to be important, the goaf stressstrain behaviour as defined is utilised in the calculation of a stress index 18. The elastic FLAC3D numerical model simulates a single two-heading longwall. Roof and floor strata are composite, uniform continuum. Strong contact is assumed between the coal seam and roof and floor. No discontinuities were modelled. Pillars will always be stable, which means that the actual pillar design must be appropriate and pillars adequately sized for the strata conditions .A range of geometrical,geological and geotechnical parameters must be specified,with the database distribution of some parameters listed in Table3. Some rock-mass geomechanical properties may be derived from thegeological strength index 15.(10)/40(1)102100GSIcimDE中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第122页Model 3D geometry may be visualised in Figs.1 and Figs.2 In these figures, scale may be judged from the seam thickness（3m）and thickness of immediate roof and floor. Axes of geometric symmetry are used, e.g. only half of the total goaf width is shownFig. 1. Typical 3D model geometryentire modelFig.2.Typical 3D model geometryhorizontal section taken from the top of seam中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第123页Stress measurements are typically taken in discrete, more competent, and stiffer strata. Defining in situ horizontal stresses in all strata units of different stiffness is a difficult issue. There are problems associated with stress measurements in less competent strata and coal. The approach taken was simply to define in situ horizontal stresses in terms of rock-mass competency or classification. This does assume a correlation between the rock-mass parameter and elastic modulus. Quite rightly there are limitations with this approach. Model output （stress index） is simply the elastic mining-induced major principal stress in the immediate maingate roof just outbye of the longwall face-line . Example of FLAC 3D model output shows a longwall retreat situation, where the plane shown is horizontal, in the immediate roof. Note that the orientation of the major principal stress may be near-horizontal （immediate roof of gateroad） or near-vertical （pillar or face）. In this particular case, the stress index used in GRSM is 31 MPa. In the context of this design methodology and the development of a stress index, it is not critical that mining induced stress magnitudes agree. It is important is that relative changes in magnitude are reasonable and occur appropriately as parameters change. The effect of the intermediate （or minor） in situ horizontal principal stress must also be considered when assessing this model. This stress component will superimpose its own mining induced stress. 5. Characterisation of installed roof support A standard measure of the intensity of installed support, widely used within the Industry is GRSUP （ground support rating）, given by 4 （kN/m） （6） where Lb is the thickness of the bolted horizon defined by roof- bolts （m）, Nb is the average number of roof-bolts in each bolt row, Cb is the ultimate tensile strength of roof-bolts （kN）, Sb is the spacing between roof-bolt rows （m）,Nt is the average number of cables in each cable row, Ct is the ultimate tensile strength of cables （kN）, St is the spacing between cable rows（m）, w is the roadway width （m）, and 14.6 is a constant that is needed to convert from the original NIOSH equation, which was in Imperial units, to SI units; this will allow for compatibility with all USA data using the standard NIOSH equation.6. Database Data points have been collated from underground mines throughout the Bowen Basin coalfields. Nonstable, or failed data points are not restricted to situations where roof falls have occurred. Any situation where installed support was not sufficient was classified as a nonstable data point. Such situations include roof falls, where supplementary support was required for strata stabilisation, and where the area was mapped or observed to have experienced excessive deformation and deterioration. There are currently 280 defined data points, of which 106 are 14.614.6bbbbttbtL N CL N CGRSUPS wS w中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第124页non-stable, and cover a range of strata conditions. Depth of cover ranges from 60 to 330 m. Roof conditions vary from weak interbedded to strong sandstone, also thick coal. There is high magnitude in situ horizontal stress in stone roof and relatively low magnitude stress in coal roof. Bolting densities range from a minimal four-bolt primary support in strong roof conditions, to intensive bolt plus cable support in weak and fault affected roof conditions. Longwall gateroad development contributes 166 data points （60 failed, 106 stable）, mains development contributes 24 data points （nine failed, 15 stable）. Bord and pillar first workings contribute seven data points （three failed, four stable）. Longwall retreat in the maingate belt-road contributes 83 data points （34 failed, 49 stable）.7. Design methodology7.1 IntroductionThe design methodology is tailored for roadway development and longwall gateroads. Situations considered are mains and gateroad development and longwall retreat in the maingate belt-road. Roof support for bord and pillar first workings can also be assessed. Evaluating roof support using GRSM incorporates several design steps. An initial roof characterisation or classification is required, followed by a calculation of a stress index. Suggested minimum GRSUP is then determined. Finally, primary and secondary roof support patterns are proposed, also considering the influence of factors not assessed by GRSM.7.2. Rock-mass characterisationA classification is required for the immediate 2m of roof, and if a longwall retreat assessment is required, the 4m section above that. Typically, it would be expected that most practitioners would calculate CMRR. Alternatively, the GSI global rock-mass strength may be calculated. It is important when calculating CMRR or GSI global rock-mass strength not to overestimate, particularly when assessing bore-core. Consider the in situ, asmined condition of the rock-mass. When dealing with bore-core it is easy to overlook the detrimental effect of joints that may not appear in the core, and weak bedding laminations that may remain intact in the core. Similarly, the intact rock strength should not be overestimated, particularly when using a geophysical correlation.7.3 Stress indexTo effectively use GRSM it is important to be able to quickly and accurately calculate a stress index, without having to resort to a FLAC 3D numerical model. Equations to calculate stress index have been developed for two situations; roadway development and longwall retreat. A series of Microsoft Excel Solver analyses were conducted to define equations that could replicate this elastic numerical modelling calculation of stress index. It is recognised that there may be situations where the calculated stress index could be varied. At this stage in the development of GRSM no 中国矿业大学2012届本科生毕业设计说明书 第125页Table 4 Stress index equation for roadway developmentinput parameters and constantsConstants-CMRRGSIParametersa-7.66-7.43X1Immediate 2m roof （e（CMRR/40） or GSI global rock-mass strength）b10.0330.0086X2Roadway or excavation height （m）b20.2270.227X3Roadway or excavation width （m）b30.00130.0041X4Depth of cover （m）b40.006770.00681X5Solid or rib-to-rib pillar width （m）b5-0.0013-0.0013X6Ratio of in situ horizontal stress to vertical stress for immediate 2m roofb60.7670.772X71+sin（）:where is the angle between the roadway orientation and the in situ major principal horizontal stress.only use a positive number between 0and 180b70.2800.282Table 5 Stress index equation for longwall retreatinput parameters and constantsConstants-CMRRGSIParametersc-22.40-22.10y1mmediate 2m roof （eCMRR/40 or GSI global rock-mass strength）d10.7970.168y2Upper 4m roof （eCMRR/40 or GSI global rock-mass strength）d2-1.046-0.150y3Roadway or excavation height （m）d30.8170.749y4Roadway or excavation width （m）d4-0.406-0.215y5Depth of cover （m）d50.01080.0101y6Solid or rib-to-rib pillar width （m）d6-0.0129-0.0098y7Longwall panel width , rib-to-rib （m）d7-0.000210.00057y8Ratio of in situ horizontal stress to vertical stress for immediate 2m roofd80.6860.690y9Ratio of in situ horizontal stress to vertical stress for immediate 4m roofd91.5530.953y101+sin（-）:where is the gateroad oritentation looking inbye and the in situ major principal horizontal stress.Clockwise is positive. The is taken as 20,for the angle - ,only use a positive number between 0and 180.d100.6740.637guidance can be offered about any adjustments. Intersections, both for roadway development and longwall retreat, have different mining-induced stress compared to roadways. Longwall start-up, before regular caving occurs, and major weighting events along the longwall face may have higher abutment stress. As a longwall approaches
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