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墩子 煤矿 3.0 Mta 设计 浅埋深大采高 工作面 显现 规律 研究

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编号：（ ）字 号本科生毕业设计（论文）题目： 砂墩子煤矿3.0Mt/a新井设计 浅埋深大采高工作面矿压显现规律研究 姓名： 王策 学号： 01080052 班级： 采矿工程2008-2班 二 一 二 年 六 月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名： 王策 学 号： 01080052 学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 设计题目： 砂墩子煤矿3.0 Mt/a新井设计 专 题： 浅埋深大采高工作面矿压显现规律研究 指导教师： 李学华 职 称： 教 授 2012年6月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程2008级 学生姓名 王策 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： 砂墩子煤矿3.0 Mt/a新井设计毕业设计专题题目：浅埋深大采高工作面矿压显现规律研究毕业设计主要内容和要求：以实习矿井砂墩子煤矿条件为基础，完成砂墩子煤矿3.0Mt/a新井设计。主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇关于浅埋深大采高工作面矿压显现规律研究的专题论文。完成2009年第六届国际矿业科学与技术大会上与采矿有关的科技论文翻译一篇，题目为“Development of high pretensioned and intensive supporting system and its application in coal mine roadways”，论文3479字符。院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为砂墩子矿3.0Mt/a新井设计。共分10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。砂墩子位于新疆哈密市三道岭矿区后窑井田西部，北距312国道约5 km，东距三道岭矿区20 km，哈密市124 km，行政区划隶属于新疆维吾尔自治区哈密市。井田东西走向长7km，南北宽3.55.0km，井田面积约19.49km2。主采煤层为4号煤，平均厚12.55m，井田地质条件简单。矿井工业储量为317.33Mt，可采储量215.48Mt。矿井正常涌水量为747m3/d，最大涌水量为1416m3/d。矿井瓦斯涌出量低，为低瓦斯矿井。矿井为立井单水平开拓，大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用齿轨卡轨车，矿井通风方式为中央并列式通风。一矿一面，矿井采用倾斜长壁综合机械化放顶煤开采法，一次采全高。矿井年工作日为330d，每天净提升时间16h。矿井工作制度采用“四六”制，三班生产、一班准备。专题部分题目是浅埋深大采高工作面矿压显现规律研究。主要是对当前我国浅埋深大采高综采工作面的矿压显现规律进行分析。翻译部分主要内容为高预应力强力支护系统的发展及其在煤矿巷道中的应用，英文题目为：Development of high pretensioned and intensive supporting systemand its application in coal mine roadways。关键词：立井；单水平；带区；综合机械化放顶煤；中央并列式通风ABSTRACTThe three parts are included in this design, i.e., the general part, special subject part and translated part.The general part is a new design of Sha dun zi mine. This design includes ten chapters. 1. An outline of the mine field geology. 2. Boundary and the reserves of mine. 3. The service life and working system of mine. 4. development engineering of coalfield. 5. The layout of panels. 6. The method used in coal mining. 7. Transportation of the underground. 8. The lifting system of the mine. 9. The ventilation and the safety operation of the mine. 10. The basic economic and technical norms.Sha dun zi mine lies in west of San dao ling mine. The run of the mine field is about 7 km，the width is 3.55.0 km，mine farmland total area is 19.49 km 2. The four is the main coal seam，Its thickness is about 12.55m. The coalfield geological condition is simple.The proved reserves of the coalfield are 317.33 million tons. The recoverable reserves are 215.48 million tons. The normal flow of the mine is 747 m3 percent day and the max flow of the mine is 1416 m3 percent day. The mineral gas gushes the deal lower，for low gas mineral mine.The mine farmland in an inclined mine to expand.The main transportation uses the adhesive tape transportation opporteunity coal.The working system “four-six” is used in theSha dun zi mine. It produced 330d/a.Special subject parts of topics is Study on underground Pressure Characteristic of Shallow Mining Field with Large Mining-height.The main contents of the special subject is an analysis about the underground Pressure Characteristic of Shallow Mining Field with Large Mining-height in china.Translation part of main contents is about “Development of high pretensioned and intensive supporting systemand its application in coal mine roadways”.Keywords: shaft; two mining levels; strip district; fully mechanized mining with top coal caving; centralized juxtapose ventilation目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 交通位置11.1.2 地形地貌11.1.3 河流与水系11.1.4 气象及地震21.1.5 水源情况21.1.6 电源情况21.2 井田地质特征21.2.1 地层特征31.2.2 地质构造51.2.3 水文地质61.2.3 煤层及煤质91.2.4 其它开采技术条件122 井田境界和储量132.1 井田境界132.1.1 探矿权境界132.1.2 设计井田境界132.1.3 相邻矿井生产情况132.2 矿井工业储量132.2.1 块段划分与计算132.2.2 工业储量计算142.3 矿井可采储量142.3.1 断层煤柱损失142.3.2 井田边界保护煤柱152.3.3 工业广场煤柱152.3.4 井田内永久煤柱损失162.3.5 矿井实际可采储量163 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限183.1 矿井工作制度183.2 矿井设计生产能力183.3 矿井服务年限184 井田开拓204.1井田开拓的基本问题204.1.1 井筒形式和位置204.1.2 工业广场布置224.1.3 开采水平划分224.1.4 大巷布置234.1.5 矿井开拓延深254.1.6 矿井内的接替顺序264.1.7 矿井开拓方案经济比较264.2 矿井基本巷道344.2.1 井筒344.2.2 井底车场354.2.3 主要开拓巷道404.2.4 风速验算415 准备方式445.1 煤层地质特征445.1.1 带区位置445.1.2 带区煤层特征445.1.3 煤层顶底板岩石特征445.1.4 水文地质445.1.5 煤层瓦斯，煤尘爆炸性和自然发火性445.1.6 地质构造445.2 带区巷道布置及生产系统455.2.1 带区准备方式确定455.2.2 带区巷道布置455.2.3 带区生产系统475.2.4 带区内巷道掘进方法475.2.5 带区生产能力及采出率485.3 带区车场选型设计496 采煤方法506.1 采煤工艺方式506.1.1 带区煤层特征及地质条件506.1.2 采煤工艺方式选择506.1.3 回采工作面参数516.1.4 破煤、装煤方式516.1.5 工作面运煤方式526.1.6 放顶煤参数确定536.1.7 采煤生产工艺过程546.1.8 回采工作面支护566.1.9 回采工作面劳动组织和正规循环作业586.2 回采巷道布置626.2.1 回采巷道布置方式626.2.2 工作面回采巷道布置627 井下运输657.1 概述657.1.1 井下运输的原始条件和数据657.1.2 井下运输系统657.2 带区运输设备的选择657.2.1 工作面及顺槽运输设备选型657.2.2 辅助运输设备的选型657.3 大巷运输设备的选择657.3.1 确定大巷的运输方式657.3.2 主运输系统与设备667.3.3 辅助运输方式的选择667.3.4 矿井辅助运输系统668 矿井提升688.1 概述688.1.1 矿井提升的原始条件和数据688.2 主副井提升688.2.1 主井提升系统688.2.2 副井提升系统699 矿井通风及安全719.1 矿井通风方式选择719.1.1 矿井概况719.1.2 矿井通风系统的基本要求719.1.3 矿井通风类型的确定719.1.4 主扇工作方法的确定729.1.5 带区通风系统的要求739.1.6 回采工作面通风方式739.2 矿井风量计算749.2.1 风量计算的标准及原则749.2.2 采煤工作面需风量749.2.2 掘进工作面需风量759.2.3 各种峒室需风量769.2.4 全矿总风量的计算779.2.5 风量分配779.3 矿井通风阻力计算789.3.1 计算原则789.3.2 确定矿井通风容易时期和困难时期789.3.3 矿井最大阻力路线789.3.4 各段通风阻力799.3.5 全矿总风阻和等积孔799.4 矿井通风设备选择809.4.1 通风机选型809.4.2 电动机选型839.4.3 矿井主要通风设备的要求839.4.4 反风、风峒的要求849.5 矿井灾害的防治措施849.5.1 瓦斯管理措施849.5.2 煤尘的防治849.5.3 防火849.5.4 防水8510 设计矿井基本技术经济指标86参考文献88专题部分浅埋深大采高工作面矿压显现规律研究890 引言891 国内外研究现状901.1国外现状901.2国内现状911.3研究内容及技术路线922 大采高综采工作面矿压观测932.1张家峁煤矿15201试采面概况932.2 15201试采面矿压观测方案932. 3 15201试采面矿压显现规律943 浅埋深大采高综采工作面矿压显现特征分析973. 1张家峁矿15201试采面矿压特征分析973.1.1支架支护特性分析973.1.2 支架运转特性分析993.1.3 张家峁矿15201试采面矿压显现特征1013.2.1纳林庙二矿6215 工作面概况1023.2.2 6215工作面矿压显现情况及顶板灾害事故1023.2.3 6215工作面面顶板灾害机理分析与诱发因素1033.2.3 纳林庙二矿6215 工作面矿压显现特征1044 浅埋深大采高综采工作面煤岩组合力学模型1044.1 关键块力学模型1045 结论105参考文献106翻译部分英文原文108中文译文117致谢124一般部分中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第64页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置砂墩子井田（以下简称井田）位于新疆哈密市三道岭矿区后窑井田西部，行政区划属新疆维吾尔自治区哈密市，其地理坐标为：东经9226099232010，北纬430833431226。井田外围交通较为方便，北距312国道约5 km，东距三道岭矿区20 km，哈密市124 km。从312国道有一条简易公路通往煤矿区。兰新铁路由矿井南部通过，雅子泉车站距矿井工业场地约12 km，交通十分便利。矿井交通位置详见图1-1。1.1.2 地形地貌区域地形地貌基本轮廓：北为天山褶皱带，中部为吐鲁番哈密坳陷带，西南为库鲁塔格复背斜，相应形成了三大地貌单元：北部山地、中部平原和南部剥蚀残丘台地。区域上形成了一个向西半闭合的断陷盆地。井田处于哈密凹陷带北缘， 地表植被稀疏。北高南低，东高西低，最高海拔+1160 m，最低海拔+950 m，比高210 m，坡度30。1.1.3 河流与水系哈密市地表水多发源于天山冰川，这些冰川多集中在天山主脉的哈尔里克山和巴里坤山，储量达67.5亿m3，市境内有大小山水沟29条，北南流向，出山口处年均迳流量4.5亿m3，有大小泉近千眼，多集中在城区东西河坝，地下水储量3.16亿m3，年开采量已达5.23亿m3，开采方式多为机井，坎尔井等。井田及其周边，无任何地表水流，曾经有季节水流的库尔克果勒，距井田约20km，流向为南湖乡向西南方向的沙尔湖。由于上游来水减少，南湖水库和花园子水库的拦蓄，已于上世纪九十年代彻底断流。井田内地表径流缺乏，大气降水为区域地下水的主要补给源；而区域属于干旱少雨区，气候干燥，降水极微，因此大气降水对区域地下水的补给甚微。1.1.4 气象及地震本井田所在哈密盆地的气候分区为暖温带极干旱区。本区年平均气温811，1月最冷，7月最热，最热月与最冷月平均气温差（气温年较差）较大，一般可达3640。3月上旬入春，开始转暖解冻。5月中旬进入夏季。9月中旬气温下降，开始转入秋季。11月中旬开始结冰进入冬季。一日内，一般拂晓时气温最低，午后1517时气温最高。由于本地区居于内陆，且多为荒漠戈壁，气温日较差较大，一般在10以上，2月和9月偏大，冬季略小，极端最大日温差在25以上。本地区夏季酷热干燥，7月平均气温2529，平均最高气温3135，极端最高气温达43.9（1952年7月15日）。1月平均气温-13-10，平均最低气温-18 -15，哈密城区附近，曾出现过最低气温-31.9(1954年1月31日)。矿区冻结深度最大为1.27m，全年降水量不足40mm，降水日数不足25天，但年际变化较大，降水量多的年份较降水量少的年份，竟有6倍之差。夏季降水量可占全年的50%，而冬季仅为5%。区内异常干燥，蒸发强烈，全年平均蒸发量3064.3mm，最大4169.1mm，蒸发量是降水量的80倍以上。冬季最大积雪深度为15.9cm（哈密市城区），由于冬季刮风，积雪不易保存，井田内冬季仅阴坡偶见局部有薄层积雪。天山地区是我国西北地区地震强烈活动的地区之一。哈密地区地震的特点是小震多，频率高，其裂度区划分为VII级烈度区，地震动峰值加速度0.10g。1.1.5 水源情况目前矿区水源有：沙枣泉水源、白杨沟水源、东坎、十五里庄水源等。矿区供水主要以沙枣泉水源和白杨沟水源为主，年供水量：480万m3 ，其中：沙枣泉水源年供水量：270万m3，白杨沟水源年供水量：94万m3，其余为东坎及十五里庄来水。矿区有两条主供水管道，一条是沙枣泉供水主管道，另一条是白杨沟供水主管道。沙枣泉主管道DN500全长13.38km，管路腐蚀、渗漏严重。近年来，连续发生多起跑水事故，供水状况不好。白杨沟供水主管道DN500全长32.57km，始建成于1994年，目前供水状况良好。该水源可向矿区供水14000m3/d，目前矿区实际用水量11000 m3/d，尚有3000 m3/d富裕水量可供砂墩子矿井使用。矿井水源可靠。1.1.6 电源情况本矿采用35kV 供电，两回35kV电源引自柳树泉110kV变电站，输电线路为LGJ-240/30km。柳树泉110kV变电站原来仅有一台16MVA的主变，电源为单电源进线，现当地电业部门已完成对柳树泉110kV变电站进行扩容改造，新增加了一台16MVA的变压器，电压等级为110/35/10kV。根据哈密电业局供电协议，同意向本矿井供电，供电电源可靠。1.2 井田地质特征1.2.1 地层特征1. 区域地层区域新生界地层出露较广，中生界，古生界露头稀少，由老到新依次为古生界（Pz）的泥盆系（D）：下统大南湖组（D1d）、中统头苏泉组（D2t）；石炭系（C）：下统雅满苏组（C1y）、中统底坎尔群（C2d）、上统苏穆克组（C3s）；二叠系（P）：下统阿奇克布拉克群（P1a）、上统大热泉子群（P2d）。中生界（Mz）的三叠系（T）：中上统小泉沟群（T2+3xq）；侏罗系（J）：下统三工河组（J1s）、中统西山窑组（J2x，本区主要含煤地层）、中统头屯河组（J2t）；白垩系（K2）。新生界（Kz）的第三系（R）：下第三系鄯善群（E）、上第三系吐鲁番群（N）；第四系（Q）。2井田地层井田内出露地层由老到新依次为古生界的石炭系（C），中生界侏罗系的中侏罗统西山窑组（J2x），新生界下第三系（E），第四系（Q）。现分述如下：（1）古生界石炭（C）下统雅满苏组（C1y）厚度不详，仅在井田东北部少量出露，主要由深灰绿色的安山玢岩，淡红色石斑岩，流纹岩及灰白色-浅红色火山角砾岩，大理岩，变质砂岩等组成。与下伏地层不整合接触。（2）中侏罗统西山窑组（J2x）：中侏罗统西山窑组（J2x）钻孔揭露其厚度458.82m。按岩相及岩性的不同分为三个段。下段：属湖泊沼泽相。岩性以灰色深灰色砂岩、粉砂岩为主，中夹砾岩及薄层的泥岩、炭质泥岩、菱铁矿等。含煤5层（1、2、3、4、5号煤层），其中4号煤层为可采煤层，其余煤层薄且不稳定，均为零星可采、不可采。与下伏地层呈整合接触。含有少量植物化石如Ginkgoites 、digitata、Ginkgoites 、adiantoides、Phnoenicopsis speciosa。中段：属浅湖泊相。岩性以灰色粉细砂岩互层为主，夹砾岩、薄层的菱铁矿、炭质泥岩和薄煤层等。上段：属河流相。为一套灰色灰黄绿色，巨厚层状砾岩、砂岩、夹薄层粉砂岩。（3）下第三系（E）下第三系鄯善群（E）广泛出露于井田，地震资料表明井田新生界厚度变化情况为：由北向南逐渐增厚，东薄西厚，厚度为220360m，南北最大厚度差140m，坡角14。经本次勘查，钻孔揭露全层厚度212.11349.11m，平均厚度268.43m。其空间分布特征与地震解释成果基本一致。现叙述如下：底部为杂色砾岩与浅红色粘土结核状泥岩组成，与下伏地层呈不整合接触。中部分为三组：第一组由白色淡红色，富含钙质结核之钙质砂岩、砾岩及砾状灰岩组成；第二组为淡红色砂砾岩，含钙质结核较多，砂岩次之，呈不均一状互层；第三组以淡红色泥质砂岩为主，含白色钙质结核夹砾岩。上部以淡红色泥岩为主，夹薄层的淡红色砂岩、砾岩。（4）第四系全新统（Q4）区内广泛分布，岩性以灰褐、杂色砾石、砂砾石层为主，夹薄层的砂及亚砂土，与下伏地层呈不整合接触。井田钻孔揭露全层厚度0.516.78m，平均厚度5.89m。1.2.2 地质构造1区域构造区域大地构造位置处于哈密凹陷带北缘，北天山大断裂前缘拗陷带，在古地形上，构成一个聚煤的山间盆地，位于新疆哈密市三道岭矿区后窑井田西部，西延东转至西山区构成“U”字形。区内褶皱简单，断裂较发育，主要有F1、F2、断层，本井田位于西山背斜的西倾覆端，现综合叙述如下：（1）褶皱西山倾伏背斜：轴向西起了墩经青山子至十五里堡东，长达数十千米。轴向西部呈北西西南东东向，东部呈南西西北东东向，东翘西伏。东部向东翘起，西部在以西向西倾伏，轴部主要由石炭、二迭系地层组成，南北两翼由中生界，新生界地层组成。南翼由砂墩子东延经后窑、中窑、前窑至砂枣泉，倾角10较为宽缓。北翼由砂墩子东延经梯子泉至西山，倾角1827，以东较为宽缓，倾角6左右，有一级褶皱，两翼发育有新生界地表褶皱。倾伏背斜轴部被切割，造成两翼不对称。（2）断裂区域内断裂构造较发育，共有断层数条，一般走向断层规模较大，横切断层稀少，现将区域内较大的两条区域性断层加以阐述。 F1断层：呈“弓”形向南东方向延伸到后窑，在区域内全长十余千米。在地面上反映较明显地段为青山子，为逆断层，垂直断距东西两头小，约100m左右，中部较大，约210m。断层面在西部向北东倾，东部近于北倾，倾角一般为45以下，个别地段达65。区域上此断层切割了西山倾伏背斜的倾伏端，沿此断裂两侧构造进一步复杂化。同时伴生出次一级断层，但未得到钻探工作证实。 F2断层在区域内长十余千米，为逆断层，断层面南西倾，倾角2864。南盘上升，北盘下降，垂直落差东部25m，西部14m。经本次勘查工作的二、三维地震证实，在井田内该断层规模变小至结束。2井田构造井田总体构造面貌呈“弓”形向北东方向延伸到区外，总体为一宽缓背斜，轴向为北东南西。由北向南地层倾向西西南，倾角512。由于整个井田处于天山褶皱带内，其构造形态受纬向构造的控制。因此区内主要构造线的走向大致呈东西方向。区内构造较简单，现分述如下：（1）褶曲主要是位于工业广场南部的宽缓向斜，褶曲对生产影响不大。本区煤系地层较稳定，大断层附近有波状起伏。（2）断层井田内二维地震、三维地震解释成果及钻探证实未发现大的断层。根据二维地震、三维地震成果及钻探揭露，本区共发现较大断层2条，其中落差020m的断层2条（DF1、DF2）现主要分述如下： DF1位于井田中部，走向近东西，倾角50-65，落差020m，横贯整个测区。112、131、19-1号钻孔4号煤层顶板处探的此断层，地震控制点7个，其中A级点4个，B级3个，控制程度可靠。 DF2正断层位于井田南部， 走向北东，倾角50-60，落差020m，向两端延伸尖灭。地震断点反映良好，控制点2个A级，控制程度可靠。主要断层特征表如下：上述断层只是DF2断层对井田内4号煤层影响较大外，其余断层对井田内4号煤层影响有限，因此勘查区构造复杂程度确定为一类简单构造类型。表1-1 主要断层特征表序号断层名称性质走向倾向倾角()落差(m)控制长度(m)可靠程度1DF1逆EWS50-650203200可靠2DF2逆NESW50-600201000可靠勘探区内对煤层影响较大的断层主要分布在井田北部及中南部，但在首采区内仅发育一些小的断层，对煤层影响不大。1.2.3 水文地质井田位于哈密凹陷带北缘，属大陆性干旱气候，全年降水量不足40mm，降水日数不足25天，蒸发量大于3900mm，潮湿系数KB0.01010010050-1005020-503020不留从表中根据断层落差及导水性选取适当的保护煤柱宽度，并按下式计算出断层保护煤柱损失。Pd2HLmr （2-4）式中：H煤柱（断层一盘侧）的宽度，m；L断层上盘或下盘的长度，m；m煤层厚度，m；r煤层容重，tm-3；Pd断层保护煤柱损失，万t。计算结果列入表2-4中。表2-4 断层保护煤柱损失断层名称保护煤柱宽度/m断层长度/m保护煤量/万tDF1303158310.8DF230100098.4合计 409.2 2.3.2 井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱按许厂矿实际情况取30 m，则用下式计算井田边界保护煤柱损失。PjHLmr （2-5）式中：H井田边界煤柱宽度，m；L井田边界长度，m；m煤层厚度，m；r煤层容重，tm-3；Pj 井田边界保护煤柱损失，万t。则：Pj301881312.551.310.0001927.92.3.3 工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范有关条文，不同井型与其对应的工业广场面积见表2-5。由表2-5可知，并结合本设计井型（300万t/a），应该是30公顷，即0.3 km2，即工业广场的面积为0.3 km2。长轴定为600m，短轴定为500m。采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失，围护带的宽度取20m。表2-5 工业广场占地面积表井型/万ta-1占地面积/公顷（10万t）-12401.01201801.245901.59301.8表2-6 煤矿地质条件及岩层移动角煤层厚度/m煤层倾角/围护带宽度/m表土层移动角/13.58112041走向移动角/上山移动角/下山移动角/表土层厚度67727015垂直剖面如图2-2所示：由此可在CAD图中查询出工业广场压煤面积为：Sg0.9723541.0Km2工业广场压煤量为：1.012.561.31100/cos10。1665.7（万t）。2.3.4 井田内永久煤柱损失井田内永久煤柱损失包括井田内断层保护煤柱损失、井田边界防水煤柱损失、和工业广场压煤损失.计算结果见表2-7，工业广场压煤如图2-2所示。表2-7 井田永久煤柱损失煤柱损失处单位数量断层煤柱万t409.2边界煤柱万t927.9工业广场煤柱万t1665.7合计万t3002.82.3.5 矿井实际可采储量1 矿井实际可采储量按下式计算：Zk（Zg-P）C （2-7）式中：Zg矿井工业储量，万t；P井田煤柱损失，3002.8，万t；C采区采出率，薄煤层不应小于85%，中厚煤层不应小于80%，厚煤层不应小于75%。Zk井田可采储量，万t。计算可得，Zk=（31733-3002.8）75%=21547.6表2-8 井田分煤层、分水平工业储量和可采储量煤层工业储量/万t可采储量/万t北翼1678511397.5南翼1494810150.1总计3173321547.63 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度设计矿井年工作日330d。实行“四六”工作制，每天四班作业，三班生产，一班检修。地面仍采用“三八制”，每天净提升时间为16h。3.2 矿井设计生产能力考虑到本井田潜在地质资源储量较丰富，主采煤层厚度大、赋存稳定、构造简单，开采条件较为优越，矿井生产能力确定为3.00Mt/a。其主要理由分述如下：1资源量丰富砂墩子井田面积19.49km2，整个井田工业资源/储量317.33Mt，扣除各种煤柱和开采损失后，设计可采储量215.48Mt。2开采技术条件优越井田地质构造简单，4号煤层赋存稳定，煤层平均厚度12.55m，煤层倾角512，水文地质条件简单，矿井开采条技术件优越。3煤质及市场、交通条件好矿井所产煤炭为特低硫、低磷、低灰，中高发热量的不粘煤，可作为动力用煤，优良的煤质条件使得矿井的市场有坚实的保证。本矿区煤炭用户主要集中在哈密地区和甘肃的酒泉、张掖等地，煤炭用户距离矿区均较近。哈密地区位于新疆东部，距乌鲁木齐市596km，是新疆通过内地的门户，也是古“丝绸之路”上的重镇。北与蒙古国接壤，东部与甘肃省酒泉地区相邻，距嘉峪关市约600km，距兰州市约1200km。兰新铁路及312国道纵贯全境，连霍高速公路正在建设中，矿井煤炭外运条件十分便利。考虑目前煤炭市场及井田内现有资源/储量等情况，以及砂墩子矿井煤炭资源丰富、煤质优良，煤层赋存稳定，水文、地质构造简单，交通条件优越，且砂墩子矿井西部、南部及北部资源量，均应由本矿井统筹考虑，应按照“统一规划、分步实施、滚动发展”的原则来开发，根据井田境界外资源量的估计，砂墩子矿井生产能力设计为3.00Mt/a是合适的。3.3 矿井服务年限根据矿井的开拓部署，4煤层用一个水平进行开采。按储量计算矿井服务年限：T=Z/（KA）式中：T矿井服务年限，a；Z矿井设计可采储量，Mt；A矿井设计生产能力，Mt/a；K储量备用系数，取1.3。表3-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计服务年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201510由上式计算可得：T=215.48/(1.33.00)=55.360年，即按矿井设计可采储量计算的矿井服务年限为55.3a，暂不满足现行煤炭工业矿井设计规范（2005年版）对矿井服务年限的要求。但根据目前掌握资料分析，井田西部仍然赋存一定量煤炭资源，且赋存面积不足以再建一新井来进行开发建设，因此本井田西部资源量将来也要由砂墩子矿井来进行开发建设；井田北部砂墩子分公司煤矿是已停产煤矿，但其南部尚有部分资源赋存条件较好，将来也要通过砂墩子矿井来开发这部分资源；本井田南部埋深1200m范围之内还有部分资源量，因此未来矿井服务年限可以得到进一步提升。综上所述，矿井设计生产能力为300万t/a是合理的。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在一个某井田范围内，为了采煤，从地面向地下开掘一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，要技术上可行，经济上合理，生产上安全高效。井田开拓的内容包括：井筒形式、数目、位置，开采水平划分，大巷布置，准备方式等。开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度，从而影响矿井经济效益。因此，在确定开拓方式是要遵循以下原则:1 贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2 合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3 合理开发国家资源，减少煤炭损失。4 要建立完善的通风、运输、供电系统、创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好的状态。5 要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。4.1.1 井筒形式和位置井筒是井下和地面出入的咽喉，是全矿生产的枢纽。1. 井筒形式的选择井筒形式目前只有三种：平硐、斜井和立井。在一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井复杂。但在解决具体问题时，必须从自然地质条件、技术条件和经济条件各个方面综合考虑。三种井筒形式的优缺点见表4-1设计的潞新砂墩子井田地面标高在+950m到+1160m，地势较平坦，不具备平硐开拓的地形条件；工业广场下煤层埋藏较深达450m左右，而且井田内煤层平均倾角在10左右，属于缓倾斜煤层，如用斜井开拓，倾角按16。计算，斜井长度在1800m左右，长度太大不利于生产，因此确定砂墩子井田采用立井开拓形式。表4-1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设别少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤损少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。2. 井筒位置选择井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，可以按以下原则确定：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。根据以上原则，同时结合砂墩子井田的实际条件：1）全井田主要可采煤层4号煤层平均厚度12.55 m，赋存稳定。 2）本井田倾斜方向被DF1切割，南部的上盘上升，北部下盘下降。 3）井田及其周边，无任何地表水流，曾经有季节水流的库尔克果勒，距井田约20km，流向为南湖乡向西南方向的沙尔湖。由于上游来水减少，南湖水库和花园子水库的拦蓄，已于上世纪九十年代彻底断流。综上所述：确定井筒位置位于DF1断层以南，此处地势平坦，煤层埋藏深度适中，此处也大致是井田走向的中央。3. 井筒数目为了满足井下煤炭的提升需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井，由于用主井回风存在主井漏风严重的问题，因此需再设置一个回风井，采用中央并列式通风，共计3个井筒。4.1.2 工业广场布置工业广场的位置则根据井筒位置的要求，布置在DF1断层和DF2断层之间。其形状为一矩形，长度方向和煤层的走向方向平行，宽度方向和煤层倾向方向平行。长度为600 m，宽度500 m。其大小确定的依据前面第二章已经详细的讲述，在此不作赘述。4.1.3 开采水平划分1. 开采水平划分依据及原则开采水平的划分将影响矿井建设时期的技术经济指标，影响建井初期工程量，影响基建投资。所以，开采水平的划分要合理。其所遵循的原则如下：1）具有合理的阶段斜长合理的阶段斜长要便于煤炭的运输，便于辅助提升，方便行人。同时还要考虑要有合理的区段数目。2）要有利于采区的正常接替为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，另一个新的采区应投入生产，必须提前准备好一个新采区。所以，一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间。由此可见，阶段斜长越长，采区储量多，采区的服务年限就越长，越有利于采区的接替。3）经济上有利的水平垂高我国多年的生产建设实际表明，开采水平垂高过小，将造成严重的采掘失调。合理的加大开采水平垂高，可以增加水平储量和服务年限，有利于集中生产，提高开采水平的生产能力，减少开采水平和同时生产的水平数目。故在运输、通风、排水、巷道维护等技术条件能够达到的情况下，可以适当加大水平垂高，减少水平数目。根据我国开采经验，不同类型矿井的水平垂高见表4-2。表4-2 矿井水平垂高经验参考值 单位：m井型开采缓倾斜煤层矿井开采倾斜煤层矿井开采急倾斜煤层矿井大中型矿井100250100200100150小型矿井601008012080120对开采缓倾斜煤层的矿井，用采区上下山准备时，综采采区工作面沿走向的推进长度一般在2000m，有的达到3000 m以上；采用带区式准备，上山部分分带斜长一般为1000-1500m，有的达到2000-6000m，下山部分分带斜长为700-1200m。本设计井田煤层赋存平缓，北高南低、东高西低，煤层平均倾角为10，DF1断层纵贯井田的东西方向，将井田的倾向分割成南北两部分，南部上盘上升，北部下盘下降，落差在平均在20m左右，这是一主要影响因素，所以确定分为南北两翼进行开拓。北翼采区开采DF1断层以北煤层；南翼采区开采DF1断层以南煤层。表4-3 各带区参数带区可采出煤量/万t服务年限/a带区数目/个北翼11397.529.213南翼10150.126.1154.1.4 大巷布置1. 大巷类型选择大巷的主要任务是担负煤矸、物料、和人员的运输，以及通风、排水、敷设管线。对运输大巷的要求是便于运输、利于掘进和维护、能满足矿井通风安全的需要。1）运煤大巷运输方式选择我国目前常用的大巷运煤方式主要有矿车和胶带机两种方式。其各自优缺点见表4-4。表4-4 大巷运输方式比较运输方式优点缺点适用条件矿车运输1可同时统一解决煤炭、矸石、物料、和人员的运输问题。2运输能力大，机动性强，随着运距和运量的变化可以增加列车数。3能满足不同煤种煤炭的分采和分运要求。4对巷道直线度要求不高，能适应长距离运输。5吨公里运输费比较低。1不连续运输。2井型越大，列车调度工作越紧张，其运输能力受到限制。中小型矿井，也有在大型矿井中使用的。要求大巷平，能适应多弯道。胶带运输1实现大巷连续化运输，运输能力大。2操作简单，比较容易实现自动化。3装卸载设备少，卸载均匀。1不能适应不同煤种的分采分运。2要求大巷直。3需开另外一个辅助运输大巷。运量大，运距较短，煤种单一、装载点少、大巷比较直的矿井。本设计矿井为年产300 万t特大型矿井，所以为了能实现高产高效矿井的建设，决定运煤大巷采用带式输送机运输。2）辅助运输大巷运输方式选择本矿井煤层为缓倾斜煤层，煤层倾角512，主要巷道均沿4号煤层布置，锚网支护，坡度与煤层倾角基本一致，采煤方法为综采放顶煤，巷道为综掘机掘进，机械化程度高、掘进速度快，用人、用料数量少。根据上述特点，从技术经济上综合考虑辅助运输选用蓄电池机车配合柴油机齿轨卡轨车（以下简称齿轨卡轨车）运输，其优点为：1近水平煤层中，可以实现大巷、上、下山至工作面顺槽的连续运输。2巷道倾角大于5时设卡轨或护轨系统，是制动和运行更可靠。3能够适应井下煤层巷道的起伏变化；4辅助运输效率高、劳动强度低、占用人员少；5运输费用低，经济效益好，经济效益显著；因此，结合本矿井的具体特点，设计确定井下辅助运输方式为蓄电池机车配合柴油机齿轨卡轨车运输。2. 大巷布置方式选择根据煤层数目和层间距的大小，运输大巷布置有三种方式：分层布置、分组布置和集中布置。由于本设计只对4号煤层进行设计，大巷采用单层布置。其优点：准备工程量小，初期工程量小，石门工程量也小。3. 大巷层位选择确定运输大巷在煤层中的具体位置是与选择运输大巷的布置方式密切联系的。由于大巷服务时间长，为了便于维护和使用，大巷不应受到开采煤层采动影响。一般将大巷设在煤层底板岩层中，有条件时，可以考虑设在煤层中。其优缺点见表4-5。表4-5 煤层大巷和岩层大巷比较比较内容煤层大巷岩层大巷掘进及工期施工设备简单，速度快，工期短，费用低；超前勘探煤层变化。岩石工程量大，速度慢，费用高，工期长。维护维护（大巷、管线、轨道、水沟等）工作量大，费用高，大巷维护频繁，影响生产。维护条件好，费用低，少维修，对生产有利。使用地质构造复杂时，煤巷弯道多，对运输方式有限制，通过能力小，不利于采区煤仓布置。能适应地质变化，可取直或分段取直，方向和坡度一定，对运输方式不限，通过能力大，有利于布置采区煤仓。煤损大巷两侧各留煤柱3040m或4050m，煤损大。不留或少留煤柱，丢煤少。安全对防火安全不利，煤层自燃时，封闭大巷导致停产。对防火安全有利。砂墩子井田内设计的主采煤层4号煤层平均厚度为12.55 m。矿井辅助运输采用绞车牵引矿车运输，要求底板坚硬。而且煤层有自然发火倾向，故为了便于维护、使用和减少煤损及保证安全性，确定采用岩层大巷。即所有大巷（运煤大巷、辅助运输大巷）均布置在4号煤层底板坚硬的岩层中。其主要缺点就是岩石工程量大，掘进速度慢。但是随着绿色采矿技术的发展，目前可以将矸石不出井在井下“消化”掉。现代化的掘进设备的发展大大加快了岩巷的掘进速度，尤其是钻锚一体化机械的发展，使岩巷的掘进速度上了一个新的台阶。4. 大巷方向确定胶带大巷要求大巷直，允许有起伏。其距煤层底板为15 m，因为煤层有稍微的起伏，故胶带大巷也随之起伏。辅助大巷由于采用齿轨车，其方向平直不受限制。同时结合开采水平的位置及距煤层底板的要求，辅助大巷布置在距煤层底板3035 m的稳定的岩层中。两条大巷既可沿煤层走向方向布置，也能沿煤层倾向布置。这两种布置方式均在技术上可行。4.1.5 矿井开拓延深矿井开拓延深是多水平开拓矿井保持接续和均衡生产的需要，只有不断的做好矿井开拓延深，才能保证矿井稳产高产，获得良好的经济效益。矿井开拓延深方式可以采用直接延深也可采用暗斜井延深。其特点和适用条件见表4-6。表4-6 矿井深部延深方式比较延深方式特点适用条件立井延深1充分利用原设备、设施、投资少。2提升单一，转换环节少，车场工程量相对减少。3延深与生产互相影响而且矿井提升能力相对降低。1地质构造及水文地质等条件不影响井筒直接延深及井底车场布置。2井筒断面和提升设备能力均能满足延深水平生产要求。3若提升设备能力满足不了延深水平要求，经过论证更换提升设备合理时，也可采用此方式。暗斜井延深1延深与生产互不影响2原井筒提升能力不降低，暗井的位置不受井筒限制。1原井筒不宜采用直接延深。2上一水平采用平硐开拓，延深水平没有开阶梯平硐的条件，一般多采用暗斜井。本设计井田由断层划分为南北两翼，两翼均布置运输大巷和辅助运输大巷。 4.1.6 矿井内的接替顺序矿井生产过程中的接替的好坏将直接影响矿井生产的进度，影响矿井年产量。在确定矿井接替顺序时应注意以下原则和问题：1. 年度内所有进行生产的采煤工作面产量总和加上掘进出煤量，必须确保矿井计划产量的完成，并力求各月采煤工作面产量较均衡。2. 确保合理的开采顺序，上下区段工作面和上下工作面之间，保持一定的错距和时间间隔；煤层之间，除间距较大或有特殊要求允许上行开采外，要求按自上而下的顺序开采。3. 为实现合理集中生产，尽量减少同时生产的带区数目，避免工作面布置过于分散。4. 薄、厚煤层，缓、急斜煤层，煤质优劣煤层，生产条件好差煤层的工作面要保持适当的比例。5. 为便于生产管理，各采煤工作面的接替时间，尽量不要重合，力求保持一定时间间隔。特别是综采工作面，要防止两个面同时搬迁接替。6. 应考虑配置备用工作面。在接替时间上要留有富余时间，以免发生意外情况接替不上，即在现生产的带区内，采煤工作面结束前1015 d，完成接替工作面的巷道掘进及设备安装工程；在现有开采水平内，每个带区减产前11.5个月，必须完成接替带区和接替工作面的掘进工程和设备安装工程；在现有开采水平内，要求在同时开采带区总产量开始递减前11.5 a，完成下一个开采水平的基本巷道的工程量和准备、安装工程。本着以上原则，并结合设计矿井的实际条件确定矿井的接替顺序为：水平接替是建井初期开采北翼带区，采完北翼带区是南翼带区。带区内的接替是北翼是01带区02带区.13带区；而南翼是01带区02带区15带区。带区内的分带开采采用双巷掘进、综采放顶煤采煤法。4.1.7 矿井开拓方案经济比较综合以上所述，技术上可行的开拓方案有以下三个：1）立井单水平南北两翼布置（北翼布置大巷，南翼布置下山）2）立井单水平南北两翼布置（南北两翼各布置上、下山）3）立井单水平南北两翼布置（南北两翼各布置一组大巷）三种开拓方案的剖面图见图4-14-3所示。方案一和方案二的区别：北翼采区是布置大巷还是上山，两方案的生产系统都较简单可靠；粗略估算表明：两方案费用相差不大（13 times重载运输下机车总长度：15,890 mm8 矿井提升矿井提升系统是沿井筒提升煤炭、矸石、升降人员的系统，它是矿山井下生产系统和地面工业广场相连接的枢纽，是矿山运输的咽喉，因此，矿井提升在矿山生产的全过程中占有极其重要的地位。随着科学技术的发展和生产机械化与集中化，运输环节的安全可靠性尤为重要。如果矿井的提升设备出现故障，必然会导致停产，轻则影响煤炭产量，重则危及人身安全。此外，矿井提升设备是一大型的综合机械和电子设备。其成本和耗电量比较高，所以，在新矿井的设计和老矿井的改扩建中，确定合理的提升系统时必须考虑各方面的因素，并结合矿井的具体条件，保证提升设备在选型和运转两个方面都是合理的，即要求矿井的提升设备要具有经济性。8.1 概述8.1.1 矿井提升的原始条件和数据矿井设计的生产能力为300万t/a；矿井的工作制度为“四六制”，每天三班生产，一班准备。年工作时间为330 d，日净提升时间16 h。煤层的平均倾角为10，容重为1.31 t/m3，矿井矸石的容重为2.4 t/ m3。矿井相对瓦斯瓦斯涌出量为0.345 m3/t；绝对瓦斯涌出量为2.38 m3/min可见瓦斯涌出量小，矿井瓦斯涌出等级属低级；煤尘具有爆炸危险性；煤层有自然发火倾向，自然发火期为3-6个月。矿井开拓方式为立井单水平带区式开拓；矿车类型：齿轨卡轨车、1.5 t矿车；矿井服务年限为62.5 a；确定主副井提升方式：本矿主井、副井均为立井，根据矿井原始条件和数据确定提升方式。主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。8.2 主副井提升8.2.1 主井提升系统主井井筒净直径7.5 m，提升高度350 m，装备两套同型号的提升机，可同时使用，提升能力为1500 t/h，一次提升循环时间为100.34 s。主井提升配有定重、定容，定时联合控制的自动定量装载和卸载系统，从而实现了主井提升系统全自动化运行。1. 提升机井筒装备3.5 m落地式多绳摩擦轮提升机两套，采用上海冶金机械厂生产的JKMD-3.54（Z）提供，配备上海电机厂生产的ZKTD-215/63型1000 kW低速直联直流电动机，最大提升速度为6.96 m/s。提升机主要特征见表8-1。表8-1 主提升机特征井筒形式提升机形式型号最大张力/kN电机功率/kw电力形式最大提速/ms-1主井落地式多绳摩擦轮JKMD-3.54（Z）217.41000直-直10.12. 原煤提升容器装备一对32t异卸载多绳箕斗，在井筒内并列布置。3. 装载系统井底设有一个井底煤仓，总容量为2000 t，煤仓下装有2台KS-18/15型防爆往复式大象给煤机，给煤能力为2200 t/h；双箕斗装载设备为立式定量仓结构，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（2台）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。4. 卸载台箕斗卸载采用先进的外动力低卸式扇型闸门结构，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。卸载位置对应2个箕斗分别安装有2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汽缸均采用双路进排气系统，以尽可能提高闸门开闭汽缸的动作速度，减少卸载休止时间，同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗受煤仓容量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公司供货，选用三角股度锌钢丝绳六根，左右捻各三根，每根长度710 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，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。8.2.2 副井提升系统副井井筒直径8 m，提升高度320 m，装备两套落地式摩擦轮提升机，能满足大型设备、材料、矸石及人员的提升，一次纯提升时间为79.21 s，降送人员时间为（单罐），（双罐），最大作业班提升时间为3.75 h（单罐），1.73 h（双罐）。1. 提升机选用德国SIEMAG公司两套4 m，4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，6脉动交-交变频供电，全数字计算机控制系统，提升机主要特征见表8-2。表8-2 副井提升机特征使用井筒提升形式型号最大张力/kN电机功率/kN电力形式最大提速/ms-1产地副井落地摩擦轮44107双172单1250交-交10德国2. 提升容器副井装备一套1.5 t双层四车标准窄罐笼和一套双层宽罐笼带平衡锤。标准罐笼：双层乘64人，可提矸和升降一般材料设备；宽罐可双乘120人，下层设有轨道可升降3 t无轨车及有轨平板车，可升降总重不超过23 t的大件设备。3. 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，尾绳选用国产扁钢丝绳，其规格见表8-3。4. 操车与进出车方式 井上井下对应两股道设有电动式推车机和气动摇3、阻车器等操车设备。两台提升机升降人员、物料方式为井底提灌换层，井口沉罐换层。表8-3 副井提升钢丝绳参数项目双罐笼单罐笼主绳尾绳主绳尾绳型号三角股镀锌849-15526三角股镀锌8419-17828直径或（宽厚）（mm）35155264217828单位重量（kg/m）5.0210.137.515.05抗拉强度（N/mm2）167016701372每根钢丝绳总破短力（kN）8451289根数4242安全系数大件8.23矸石或物料8.159.47人员10.7510.689 矿井通风及安全9.1 矿井通风方式选择9.1.1 矿井概况砂墩子井田总面积19.49 km2，井田东西走向长7km，南北宽3.55.0km，最大勘探深度905m地势东北高西南低，。从整体情况看，本矿煤层顶底板较为平整和坚固，适合机械化采煤，矿井采用综采放顶煤开采，矿井的主要通风硐室有：机电、充电、火药库、变电所等。本设计矿井井型为300万t/a，服务年限为55.3 a。井田的开拓方式为立井单水平两翼开拓，全矿可采煤层只有一层，主采4号煤层，煤层平均厚度12.55 m，倾角较小，在512之间，平均10。煤质稳定，硬度中硬，普氏硬度为23，属中变质气煤，为高硫低灰分。煤层平均容重为1.31 t/m3。本设计矿井属低瓦斯矿井，全矿井瓦斯相对涌出量为0.345 m3/t，绝对涌出量为2.38 m3/min，各煤层均有自然发火倾向，发火期为36个月，煤尘有爆炸性危险。9.1.2 矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。具体地说，要适应以下基本要求：1 矿井至少要有两个通地面的安全出口。2 进风井口要有利于防洪，不受粉尘有害气体污染。3 北方矿井，井口需装供暖设备。4 总回风巷不得作为主要行人道。5 工业广场不得受扇风机的噪音干扰。6 装有皮带机的井筒不得兼作回风井。7 装有箕斗的井筒不得作为主要进风井。8 可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风。9 通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件。10 通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.3 矿井通风类型的确定一般矿井主要有五种通风类型：中央并列式、中央分列式、两翼对角式、分区对角式和混合式通风。根据本设计的实际地质条件和开拓方式，有以下几种通风方式可供选择：中央并列式，中央边界式，两翼对角式。其优缺点及使用条件比较见表9-1表9-1 矿井通风方式比较通风方式适用条件优缺点中央并列式新建矿井，煤层倾角大，走向长度小于4 km，而且瓦斯、自然发火不严重的矿井。初期投资少，出煤快，采区生产集中，便于管理；节省风井工业广场占地，压煤少；便于井筒延伸，为深部通风提供有利条件；风流折返流动路线长，通风阻力大，通风费用高；工业广场有风机，噪音大。中央边界式煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大而瓦斯和自然发火较严重的矿井。与并列式相比，这种方式较安全，建井期两井深部延伸，通风不困难，风流不折返，阻力小，内部漏风小，有利于防火。工业广场没有噪音和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便。两翼对角式适用于走向长度大于4 km，井田面积大，产量高，煤层距地表浅，瓦斯、自然发火严重的矿井。由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以各采区风阻表较稳定；矿井总风压稳定，工业广场不受污染，比中央分列式安全性更好；但它的初期投资较大，管理相对分散，发生事故时反风较困难。风井压煤较多。从以上比较并结合本矿的实际地质条件和开拓情况：煤层倾角不大，瓦斯涌出量小，煤层平均12.55 m比较厚。矿井北翼倾斜方向较小，工业广场在井田中央，走向长度在3km左右，若采用中央边界式通风，则风井压煤较多，而且不易管理。采用两翼对角式通风要多掘风井，增加了建井工程费用，在经济上不合理，因此，排除了两翼对角式。为了快出煤，减少初期投资，节省风井工业广场占地，压煤少，并按照开拓设计方案，确定本矿通分方式为：中央并列式通风，该井田储量丰富，矿井的服务年限为55.3 a，其中，开采北翼时的服务年限为29.2 a左右, 开采南翼时的服务年限为26.1。根据规程的要求，只考虑头1525 a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。故只确定北翼带区前25年内的通风容易和困难时期，由开拓方案知，确定开采矿井首采带区N4001分带时因靠近工业广场通风线路最短为通风容易时期，粗略计算可知25年工作面可推进到N4010带区，因此25年服务年限内N4006分带因通风线路最长，确定其为通风困难时期。9.1.4 主扇工作方法的确定煤矿主扇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 抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2 压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。3 采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。4 在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。5 如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。6 在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，路线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。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。因此，根据给定的条件，确定该矿井采用抽出式通风。9.1.5 带区通风系统的要求1 带区通风总要求1）能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质；2）漏风少；3）风流的稳定性高；4）有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；5）有较好的气候条件；6）安全经济合理技术。2 带区通风的基本要求1）每个带区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；3）煤层倾角大于12时，不能采用下行风；4）回采工作面的风速不得低于1 m/s；5）工作面回风流中沼气浓度不得超过1；6）必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；7）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；8）机电硐室必须在进度风流中；9）采空区必须要及时封闭；10）要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。由于本设计矿井为带区布置，采用辅助运输大巷进风，胶带运输大巷兼作回风巷。在工作面回风上，辅助运输平巷进风，胶带运输平巷回风。9.1.6 回采工作面通风方式工作面通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风方式主要有“U”、“Y”、“W”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：1.“U”型通风：在区内后退式回采方式中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大。工作面上偶角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护量大。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。2.“Y”型通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上偶角瓦斯积聚及保证足够的风量。这种通风方式使用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。3.“W”型通风：当采用对拉式工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产的需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上偶角瓦斯不易于积聚，排放炮烟、煤尘速度快。4. “Z”性通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。5.“H”型通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。由于本设计中采用中央并列式通风，对照以上工作面通风系统形式，决定采用风流系统简单、漏风小的“U”型通风方式。9.2 矿井风量计算9.2.1 风量计算的标准及原则1. 风量计算的标准供给煤矿井下任何工作用风地点的新鲜风量，必须按照下述各种条件进行计算，并取最大值，作为该工作用风地点的供风量。1）按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不小于4 m3。2）按该用风地点的风流中的瓦斯，二氧化碳，氢气和其他有害气体浓度，风速以及温度等都符合煤矿安全规程的有关规定要求分别计算，取其最大值。2. 风量计算原则无论矿井或带区的供给风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大风量，从而求出该地区的风量总和，再考虑一定的备用系数后，作为该地区的供风量。即“由里向外”的计算的原则，由采掘工作面，硐室和其他用风地点计算出个带区风量，最后求出全矿井的总风量。9.2.2 采煤工作面需风量采煤工作面应按瓦斯涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。1. 按瓦斯涌出量计算Q采100q采Kc （9-1）式中：Q采 采煤工作面需要的风量，m3/min；q采 采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kc 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.6。则：Q采 1002.381.6380.82. 按工作面温度计算采煤工作面应有良好的气候提条件，其进风流气温和风速应符合一定要求。采煤工作面的需风量可按下式计算：Q采60VcScKi （9-2）式中：Vc 回采工作面适宜风速，m/s；Sc 回采工作面平均有效断面，按最大、最小有效断面的平均值计算。最大和最小控顶距分别为4565 mm、3605 mm，平均为4085 mm。采高为3200 mm，所以，Sc13.1 m2。Ki工作面长度系数，取1.4。则：Q采601.013.11.41100.4（m3/min）3. 按工作人员数量计算Q采4Nc （9-3）式中：4每人每分钟供供风标准，4 m3；N工作面同时工作的最多人数，取32人。则：Q采 128（m3/min）4. 按风速进行验算规程规定：回采工作面的最小风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s。按此要求进行验算：15ScQ采240Sc （9-4）式中：Sc回采工作面平均有效断面，13.1m2。则：196.5Q采3144根据以上计算可知：采煤工作面的风量取1100.4 m3/min。考虑一个备用面的风量，按生产面的50%的计。所以，Q备550.2 m3/min。9.2.2 掘进工作面需风量1. 掘进通风的基本要求1）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。2）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10m。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。3）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。煤巷掘进独头通风的风量按下列因素分别计算，并取其中最大值。2. 按瓦斯涌出量计算Q掘100q掘Kd （9-5）式中：Q掘 掘进工作面需要的风量，m3/min；Q掘 掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kd 掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取2.0。则：Q掘 1002.382.0476（m3/min）3. 按局部通风机的吸风量计算Q掘QfIKf （9-6）式中：Qf掘进工作面通风机的额定风量，取250 m3/min；I掘进工作面同时运转的局扇台数，取1台；Kf 为防止局扇循环风的风量备用系数，取1.3。则：Q掘325（m3/min）4. 按工作人员数量计算Q掘4Nj （9-7）式中：4每人每分钟供供风标准，4 m3；Nj掘进工作面同时工作的最多人数，取16人；则：Q掘 64（m3/min）5. 按风速进行验算规程规定：回采工作面的最小风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s。按此要求进行验算：15SjQ掘240Sj （9-8）式中：Sj 掘进工作面平均有效断面，13.5 m2。则：202.5Q掘3240综合以上所述：掘进工作面的风量取476 m3/min。9.2.3 各种峒室需风量根据许厂矿区硐室通风标准的经验数据，各种硐室需要的风量如下：井下爆破材料库需风量 ： 180 m3/min；齿轨卡轨车加油检修硐室： 240 m3/min；蓄电池电机车充电检修硐室： 240 m3/min；中央变电所需风量： 240 m3/min；井下其他硐室需风量： 200 m3/min。则：Q硐180+240+240+240+2001100（m3/min）9.2.4 全矿总风量的计算全矿井的总风量计算按下列因素计算：1 按井下同时工作的人数最大值计算Q4N K （9-9）式中：4每人每分钟供供风标准，4 m3；N井下同时工作的最多人数，采煤工作面人数最多时为检修班工作时，为32人。掘进人数按矿井实际情况取16人，两个掘进面为32人，其他辅助工作人员按采煤人数的0.5考虑，所以，N取80人；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取1.25；则Q4801.25400（m3/min）2 按采煤、掘进、硐室实际需风量计算Q全矿 （Q采+Q备+Q掘+Q硐）Ki （9-10）式中：Q采 采煤工作面需要的风量，m3/min；Q备 备用采煤面需风量，m3/min；Q掘 掘进工作面需要的风量，m3/min；Q硐 硐室需风量，m3/min；Ki矿井包括内部漏风和风量分配不均匀等因素的通风系数，取1.25和1.2；Q全矿全矿井需风量，m3/min。其计算的结果见表9-2。表9-2 矿井风量表用风点个数/个需风量/m3min-1通风系数风量/m3min-1采煤面11100.41.251375.5备用面1550.21.25687.8掘进面24761.251190.0硐室511001.21320.0合计4573.39.2.5 风量分配矿井风量分配见表9-3表9-3 矿井风量分配表配风点个数/个需风量/m3min-1配风系数配风量/m3min-1采煤面11100.41.251375.5备用面1688.81.25687.8掘进面24761.251190爆破材料库11801.2216机电硐室12401.2288充电硐室12401.2288中央变电所12401.2288其他硐室12001.2240合计4573.39.3 矿井通风阻力计算9.3.1 计算原则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（1525a），既能克服矿井的最大阻力（即通风困难时期），又能保证矿井在最小阻力（即容易时期）的情况下通风机的效率不低于0.7，所以必须计算这两个时期的总阻力。2. 确定矿井通风容易时期和困难时期。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. 确定计算阻力路线。根据所给出的两个时期通风系统图，凭直观和经验选择一条风量最大、巷道总长度最长的线路计算最大阻力，不必计算出所有巷道的阻力。只有在不能直接判断哪条线路阻力最大时，才需要计算出所有线路的阻力，比较后得出最大阻力。计算时在选定的路线上（容易和困难时期分别选定），从进风井口到回风井口逐段编号，然后对各段井巷进行阻力计算，再将各段计算结果累加起来，便得出通风容易和困难时期的井巷通风hrmin和hrmax。4. 如果矿井服务年限长，则只计算投产后的1525 a内通风容易和通风困难时期的井巷通风总阻力。9.3.2 确定矿井通风容易时期和困难时期该井田储量丰富，矿井的服务年限为55.3 a，其中，开采北翼带区时的服务年限为29.2左右。根据规程的要求，只考虑头1525 a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。故只确定北翼带区服务年限内的通风容易和困难时期。矿井采用中央并列式通风，由开拓方案知，确定开采矿井首采带区N4001分带时因靠近工业广场通风线路最短为通风容易时期，开采北翼带区N4006分带因通风线路最长，确定其为通风困难时期。9.3.3 矿井最大阻力路线在矿井通风系统中，通过工作面的风路，由于其风量大，风路长，且工作面及上下顺槽的通风阻力系数大，故通风阻力将最大。根据矿井通风网络图9-1和图9-2得出各时期最大通风阻力路线为：通风容易时期：012345678910111213；通风困难时期：0123456789101112131415。9.3.4 各段通风阻力通风阻力的计算采用下式：hfrLUQ/S2 （9-11）式中：摩擦阻力系数，Ns2m-4；L巷道长度，m；U巷道周边长，m；Q分配各井巷的风量，m3min-1；S巷道净断面积，m2；hfr巷道摩擦阻力，pa。计算结果见表9-4、表9-5。全矿通风总阻力的计算应考虑风路上的局部阻力，在此局部阻力不作详细计算，而根据生产矿井情况取1.2的系数。通风容易时期和困难时期阻力计算见式9-12和9-13。h1.2h （9-12）1.2549.7659.6（Pa）h1.2h （9-13）1.2776.3931.6（Pa）表9-4 容易时期通风摩擦阻力计算序号巷道名称支护形式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m2Q/m3s-1hfr/PaV/ms-101副井混凝土45053125.150.370.8216.81.412井底车场砖砌碹150118141870.825.43.923进风石门锚喷18037014.113.770.8235.45.234辅助运输大巷锚网28011713.413.958.8213.43.245辅助运输斜巷锚网28024514.412.627.5217.12.256进风顺槽锚网280331615.614.927.52179.52.267综采工作面支架45020815.614.922.9315.11.878回风顺槽锚网280331215.614.927.52179.32.289回风行人斜巷锚网28012514.412.627.528.72.2910胶带运输大巷锚网2805814.412.927.523.91.91011回风石门锚喷18036814.113.770.8235.25.21112风井混凝土45053118.8528.2770.8239.92.5合计549.7表9-5 困难时期通风摩擦阻力计算序号巷道名称支护形式a104/Ns2m-4L/mU/mS/m2Q/m3s-1hfr/PaV/ms-101副井混凝土45053125.150.370.8216.81.412井底车场砖砌碹150118141870.825.43.9进风石门锚喷18037014.113.770.8235.423辅助运输大巷锚网280129113.413.958.82147.53.234辅助运输斜巷锚网28024514.412.627.5217.11.556进风顺槽锚网280352915.614.927.52191.12.267综采工作面支架45020815.614.922.9315.11.878回风顺槽锚网280352015.614.927.52190.62.289回风行人斜巷锚网28012514.412.627.528.72.21011运输大巷锚网280110214.412.927.5273.51.91314回风石门锚喷18036814.113.770.8235.25.21415风井混凝土45053118.8528.2770.8239.92.5合计776.39.3.5 全矿总风阻和等积孔1. 通风容易时期和困难时期的矿井总风阻R 659.6/70.820.13（NS2/m8） （9-14） R 931.6/70.82 0.19（NS2/m8） （9-15）2. 通风容易时期和困难时期的等积孔A 3.30 m2 （9-16）A 2.73 m2 （9-17）表9-6 等积孔通风时期等积孔面积/m2容易时期3.30困难时期2.73通风容易和困难时期的等积孔面积都大于2 m2，风阻R均小于0.35 NS2/m8，因此属于通风容易矿井。9.4 矿井通风设备选择9.4.1 通风机选型1. 自然风压为：H（-） （9-18）式中：自然风压，Pa；H地面与井底车场的标高差，m；进风流的平均容重，N/m3；回风流的平均容重，N/m3。表9-7 空气平均密度季节进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬季1.221.21夏季1.191.20冬季自然风压：hH（r-r） （9-19）531（1.229.8-1.219.8）52.0Pa夏季自然风压：hxnH（r1-r2） （9-20）531（1.199.8-1.209.8）-52.0 Pa2. 主扇工作风压a 通风容易时期，自然风压有利于扇风机工作，主扇静风压： hfsminhr.min-hn冬 （9-21）式中：hr.min通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hn冬容易时期帮助通风的自然风压，hn冬52.0，Pa；hfsmin659.6-52.0607.6（Pa）；b 通风困难时期，考虑自然风压反对主扇通风，主扇静风压：hfsmaxhr.max-hn夏 （9-22）式中：hr.max通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；hn夏通风困难时期阻碍通风的自然风压，hn夏-52.0 Pa；hfsmax931.6+52.0983.6（Pa）。3. 主扇的实际通过风量QfQfKQ （9-23）式中：Qf实际风量，m3/s；Q风井总风量，m3/s；K抽出式矿井通风外部漏风系数，风井不做提升用时取1.1；箕斗井兼做回风用时取1.15；回风井兼做升降人员时取1.2。本设计的风井是专做回风的，因此K取1.1。矿井主扇通过实际风量Qf 如下：容易时期：Qf11.10Qf 1.170.877.9（m3/s）困难时期：Qf11.10Qf 1.170.877.9（m3/s）4. 主扇工况点容易时期：Rfsminhfsmin/Qf12 （9-24）659.6/77.920.11（NS2/m8）困难时期：Rfsmaxhfsmax/Qf22 （9-25）931.6/77.920.16（NS2/m8）风机风压与风量的关系容易时期：hfsminRfsminQf20.11Q2f （9-26）困难时期：hfsmaxRfsmaxQf20.16Q2f （9-27）根据以上数据，在扇风机个体特性曲线图上选定风机，通风容易和困难两个时期工况点根据图9-5所得如表9-8所示：表9-8 通风机性能参数型号时 期叶片安装角（）转速（r/min）风压（pa）风量（m3/s）效率（%）输入功率（kw）62A14-11NO24型容易时期3060083186.774.265困难时期30600104980.979.3779.4.2 电动机选型由于通风机要求的功率不大，故选用异步电动机，由于Nfi.min/Nfi.max65/770.8440.6 （9-28）故在通风容易时期和通风困难时期选用一台电动机。选择困难时期电动机的输出功率Neo和输入功率Nei分别计算如下：Neo.min（Nfi.maxNfi.min）0.570.7（kW） （9-29）式中：Neo.min困难时期电动机输出功率，kW。Nei.min1.10Neo.min/e （9-30）式中：1.10电动机的容量系数，轴流式主扇取1.10；e电动机效率，暂取为0.92；所以，Nei1.1Neo/e 1.10120.2/0.9284.5（kW）根据Neo.min、Nei.min查电机手册，选YB365S5型电动机，电动机特性参数如下表：表9-9 电动机性能参数型号额定功率额定电压转速YB365S590 kW380 V600 r/min9.4.3 矿井主要通风设备的要求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 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（区）煤炭局批准。5 装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门。6 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。7 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；8 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矿安全规程第117条有关规定。9 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。9.4.4 反风、风峒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，我国煤矿安全规程规定要求在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 矿井灾害的防治措施为了保证矿井安全生产，在矿井建设和生产过程中，要重点防范瓦斯、煤尘和水、火的威胁。本设计采用先进技术设备，建立井下环境安全监控系统，对瓦斯、煤尘和水火等灾害进行早期预防，综合治理。9.5.1 瓦斯管理措施1 严格执行安全技术操作规程第四章第一节和煤矿安全规程第142146及150、154、155条的有关规定。2 设专职瓦斯员对工作面每班巡回检查不得少于两次，发现问题及时汇报处理。建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。3 在采煤工作煤以及与其相互连接的上下顺槽设置CH4报警仪，监测风流中CH4含量，并将信息及时传递到地面控制室，在主要工作地点设置CH4断电仪。4 严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流。5 按井下在册人员配备隔离式自救器。6 按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反转反风，并达到规定风量。7 严禁在工作面两道再掘超过3 m的硐室。8 采后按规定时间回收、密闭、注浆。9.5.2 煤尘的防治1 掘进机与采煤机都必须配备有效可靠的降尘装置，掘进头局扇要设防尘器。2 利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度。3 建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水。4 对于容易积存煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗。5 井下煤仓应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓进风。6 相邻煤层及所有运输机道和回风道必须设置隔爆水棚；7 采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘口罩。9.5.3 防火1 实行小煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，又能防止采空区的火窜入未采区，清除煤层自燃发火根源。2 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。3 对各工作面及采空区进行束管监测、电子计算机检控，及时掌握自燃征候和情况，及时采取有效措施。4 煤层大巷要搞好壁后充填和喷射混凝土封闭煤层，防止煤层的风化、氧化和自燃。5 井下设置完备的消防洒水系统，存放足够的消防器材。9.5.4 防水1 在矿井建设和生产过程中，至始至终要认真进行水文地质工作，切实掌握水文情况。2 在落差较大的断层两侧要留足防水煤柱，当掘进头接近断层时，必须打超前钻孔探水前进。3 开采下组煤时，应进一步摸清水文情况及其对开采的影响，并制定专门防水措施。10 设计矿井基本技术经济指标设计矿井的基本技术经济指标见表10-1。表10-1 设计矿井基本技术经济指标表序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤层牌号不粘结煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m12.554煤层倾角5-125（1）矿井工业储量Mt317.33（2）矿井可采储量Mt215.486（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班37（1）矿井生产能力万t/a305.8（2）矿井日生产能力t/d9137.98矿井服务年限a55.39矿井第一水平服务年限a29.210井田走向长度km7井田倾斜长度km3.5511瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/t0.34512通风方式中央并列式13（1）矿井正常涌水量m3/d747（2）矿井最大涌水量m3/d141614开拓方式立井单水平15（1）生产的工作面数目个1（2）备用的工作面数目个017采煤工作面年推进度m105618（1）移交时井巷工程量m9500（2）达产时井巷工程量m1150019开拓掘进队数个420大巷运输方式主运输：胶带输送机辅助运输：齿轨卡轨车21矿车类型MGC1.7-6型1.5t固定箱式矿车22电机车类型前期：XK8-6/140-2KBT电机车后期：CK-66型胶套轮齿轨卡轨车23设计煤层采煤工艺综合机械化放顶煤续表10-124（1）工作面长度m208（2）工作面推进度m/月88（3）工作面坑木消耗m3/千t0.8（4）工作面效率t/工78.8（5）吨煤成本元/t10.56中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第89页参考文献1 杜计平.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20092 徐永圻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20033 林在康，左秀峰.矿业信息及计算机应用.徐州：中国矿业大学出版社，20024 林在康，李希海.采矿工程专业毕业设计手册.徐州：中国矿业大学出版社，20085 郑西贵，李学华.采矿AutoCAD2006入门与提高.徐州：中国矿业大学出版社，20056 钱鸣高，石平五.矿山压力及岩层控制.徐州：中国矿业大学出版社，20037 王德明.矿井通风与安全.徐州：中国矿业大学出版社，20078 杨梦达.煤矿地质学.北京：煤炭工业出版社，20009 中国煤炭建设协会.煤炭工业矿井设计规范.北京：中国计划出版社，200510 岑传鸿，窦林名.采场顶板控制与监测技术.徐州：中国矿业大学出版社，200411 蒋国安，吕家立.采矿工程英语.徐州：中国矿业大学出版社，199812 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践.北京：煤炭工业出版社，200113 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册.北京：煤炭工业出版社，199414 中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程.北京：煤炭工业出版社，201015 朱真才，韩振铎.采掘机械与液压传动.徐州：中国矿业大学出版社，200516 洪晓华.矿井运输提升.徐州：中国矿业大学出版社，200517 中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册.徐州：中国矿业大学出版社，199218 章玉华.技术经济学.徐州：中国矿业大学出版社，199519 张宝明，陈炎光.中国煤炭高产高效技术.徐州：中国矿业大学出版社，200120 于海勇.综采开采的基础理论.北京：煤炭工业出版社，199521 王省身.矿井灾害防治理论与技术.徐州：中国矿业大学出版社，198922 刘刚.井巷工程.徐州：中国矿业大学出版社，200523 中国煤炭建设协会.煤炭建设井巷工程概算定额（2007基价）.北京：煤炭工业出版社，200824 邹喜正，刘长友.安全高效矿井开采技术.徐州：中国矿业大学出版社，200725 徐永圻.煤矿开采学.徐州：中国矿业大学出版社，1999专题部分中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第106页浅埋深大采高工作面矿压显现规律研究摘要：针对浅埋深大采高工作面采场顶板岩层的运动规律和采场矿山压力显现规律有其特殊性的特点，着重研究浅埋深大采高综采工作面由于采动影响上覆岩层垮落后形成的结构、矿压显现规律等。关键词：浅埋深，大采高综采，矿压显现规律，顶板控制，支架阻力0引言能源是经济发展的动力，国家经济的持续快速发展导致能源需要高速增长。我国是一个煤炭资源丰富，油气资源相对短缺的国家，长期以来形成了以煤为主的能源生产和消费结，20世纪煤炭在全国一次能源消耗中占75%左右。随着国家对天然气资源的开发，煤炭资源消耗比例将有所下降，根据资料分析在近几年的能源生产、消费总量构成中，煤炭比重占70%左右。但是每年的总量消耗成直线增加。根据专家陈清泰等预测2020年煤炭消费比例将控制在60%左右。其中煤炭总产量2008年为27.16108t，专家预测， 2015年、2020年将分别达到33108t、35108t。我国未来一次能源消费中煤炭仍将占主导地位，2050年，煤炭在我国一次能源消费结构中的比例也不会低于35%。由此看出，我国未来几十年的经济发展动力脱离不了煤炭工业强有力的支持，煤炭工业仍将是21世纪我国能源工业的主力军。煤炭工业发展“十二五”规划提出未来煤炭工业新的总体布局：控制东部，稳定中部，发展西部。西部资源丰富，开发潜力大，因此在未来，西部矿区将显著提高供应能力，增加调出量。鄂尔多斯地区和神东矿区是我国西部两个典型的浅埋深煤层矿区。其中，鄂尔多斯地区初期开采煤层赋存的基本特点是埋藏浅、上覆厚沙土层、薄基岩，地质构造简单的近水平煤层；神东矿区前大部分开采煤层的主要赋存特征是埋深浅（小于150m）、薄基岩，厚风积沙覆层，突出特点是埋藏浅、薄基岩、地表为厚风积沙覆盖层，是典型的浅埋煤层。大采高综采是指采高在3. 56. 0m，工作面使用大功率双滚筒采煤机和重型刮板运输机割、运煤，用大吨位液压支架(支架工作阻力、单架支护面积和支架支撑高度大)控制顶板，一次采全高的综采技术。其设备趋于大型化、重型化和自动化，其特点是技术先进、性能可靠、装机功率大、生产效率高。矿井初期实践表明，厚松散层下浅埋煤层采动形成的顶板结构和来压特征与普通非浅埋煤层具有明显区别，长壁回采工作面普遍出现台阶下沉现象，矿压显现强烈，表现出与普通非浅埋煤层不同的特点。对于煤层倾角小于30的厚煤层(3.56.0m)开采，大采高综采与综采采煤法相比，具有下列优点:煤炭资源回采率高;煤炭含研率低;回采工作面煤尘、煤的自然发火和瓦斯涌出安全性好;对于34m不适宜综采开采的厚煤层，大采高具有工效高、成本低等优点。大采高综采与分层开采相比，具有下列优点:工作面生产能力大，有利于合理集中生产;回采工效和煤炭资源回收率高、巷道掘进率和维护量低;回采工艺和巷道布置简化，综采设备搬家次数少，搬家费用省，增加生产时间;节省材料(人工假顶材料等)和回采成本低等。而浅埋煤层的高强度煤炭开采带来至少两方面的影响: 一是开采对地表植被、表土沙化、地层水系等的环境影响; 二是采场剧烈的矿压显现及顶板灾害对人员、设备设施的安全影响。浅埋大采高综采工作面，矿压显现剧烈，特别是工作面初采、末采和工作面搬家倒面期间的岩层控制问题。因此，对于浅埋深厚煤层的开采，要充分发挥大采高综采回采工艺的优越性，以指导矿山生产实践，就必须充分了解浅埋深大采高综采工作面采场矿压显现特征，全面认识采场上覆岩层的运动规律和采场支承压力分布规律及其煤壁的破坏规律。其研究为大采高综采技术在我国煤炭行业的推广应用和发展提供有益的实践经验，具有重要的工程实际意义，同时可以丰富和发展矿山压力及岩层控制理论，具有重要的理论意义。1 国内外研究现状1.1国外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（Appalachia）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100m以内，这些国外矿区的地表主要为表土层。其实，对于浅埋煤层矿压显现规律研究最早的就是前苏联的M.秦巴列维奇，他根据莫斯科近郊浅埋煤层的具体矿压观测，基于分析研究，给出了台阶下沉假说，此假说认为当煤层埋藏较浅时，上层岩层可以视为均质，随着工作面的推进，顶板将呈斜方六面体，沿着向煤壁的斜面而垮落直至地表，支架上所受的力应考虑整个上覆岩层载荷的作用。当有坚硬顶板组成的老顶时，老顶断裂在煤壁内，支架载荷按控顶区垮度计算上覆岩层全部重量。80年代初期，澳大利亚B.霍勃尔瓦依特博士等对新南威尔安谷斯坡来斯煤矿浅部长壁开采的一些矿压现象进行了现场实测。该矿开采李寺古煤层，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。实测主要得出：初次垮落步距10m，随着工作面向前推进，沿工作面和采空区边缘的顶板岩层几乎是垂直断裂，岩层破断角比较大，一般为7690。地表最大下沉量为采高的60%，最大下沉量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动；移实测工作面前方上平巷顶底板移近量不大，除超前支承压力的最大移近量为20mm外，一般均小于10mm；工作面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%，支架有明显的动载现象，安全阀经常开启，顶板破断期间支架工作阻力迅速达到额定工作阻力，但在37天内又重新减小。进入90年代后，澳大利亚L.Holla等专家对新南威尔士浅埋煤层长壁开采的顶板岩层移动规律进行了观测研究，通过自地表到煤层的多层位钻孔锚固装置实测得出，顶板垮落高度约为采高的9倍，顶板岩层在工作面推过后快速移动。英国和美国为控制浅部开采地表塌陷，多采用房柱式开采，他们主要进行了一些地表岩层移动规律和采前地层地震波探测与工程地质评价等研究工作。南美和印度等国家因缺乏有关浅埋煤层开采技术而未能采用长壁开采，主要开展了房柱式开采时地表沉陷预计和煤柱载荷确定的研究工作。1995年印度新歌难尼煤炭公司从中国煤炭工程机械装备及台进口公司（CME）购置2套成套综采设备，所以我国专家赵宏珠教授对印度浅埋煤层长壁矿压规律进行了研究。PV煤矿采深65m，煤层倾角57采高3m，顶板基岩约为40m砂岩层，表土层厚为3m左右。实测表明：工作面顶煤、直接顶、老顶由下到上都有离层，沿工作面长度方向，分段断裂和跨落，来压显现为煤壁前方顶底板移近速度增大，地表缓慢下沉。周期来压步距与地表裂缝间距大致一致。由于支架工作阻力比较大，所以矿压显现不是很明显，并根据PV矿地质条件和“支架围岩”的相互作用关系建立了力学模型。综上所述，国外关于浅埋煤层顶板岩层控制主要以现场实测为主，对实测数据进行分析得出综采工作面初次来压和周期来压步距，从而指导实践。国外专家总体认为浅部开采顶板破断直接波及至地表，岩层破断角比较大，地表下沉速度快，来压明显而且难以控制，然而没有对浅埋煤层长壁开采的顶板控制理论和来压机理进行系统的研究。1.2国内现状20世纪80年代初期，我国专家在陕北浩瀚的毛乌素沙漠地带发现了宝贵的煤炭资源神府东胜煤田。随着我国煤炭能源的西部转移，神府东胜煤田的开发势不可挡，但是开采的问题也随之而来，由于当时陕北地区交通不便，无法满足大量的煤炭外运，采出量也有限，大部分煤矿以降低开采成本为目的，采用房式开采方式，煤炭采出率低，大大的浪费了宝贵的煤炭资源。这一时期，也没有对浅埋煤层工作面的矿压问题做系统的研究。进入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，正式开始对神府东胜煤田大规模开采，引进国外成套综采的设备，根据煤层赋存特点采用长壁开采方法。这一时期，浅埋煤层的矿压显现、地表破坏等问题也逐步开始暴露。所以，我国许多学者开始对浅埋煤层工作面矿压及地表破坏等问题进行了研究。尤为突出的是西安科技大学石平五、黄庆享等学者开展的卓有成效的研究工作。他们先后对神东矿区大柳塔煤矿1203综采工作面、20601综采工作面及20604综采工作面等进行了实测分析。1203综采工作面煤层倾角小于3，煤层平均厚度6.0m，设计采高4.0m，顶板为细砂岩和粉砂岩，底板为粉砂岩及砂质泥岩，基岩厚20.534m，松散层厚6.020.1m，风化基岩厚7.7m，采用ZY-23/45型两柱掩护式支架，支架初撑力2600kN/架，额定工作阻力3500kN/架。通过实测发现：工作面初次来压时，中部91m范围顶板沿着煤壁切落，形成台阶下沉，来压猛烈，造成部分支架被压死；周期来压时，上覆基岩顶板切落发生于架后，工作面矿压显现比初次来压缓和，但仍有不少支架立柱因动载而出现胀裂，顶板有淋水和拥水现象，但工作面基本无流沙溃入。通过这些现场实测研究工作使现场和科研部门首次认识到煤层埋深浅并不等于矿压缓和，所以需要对浅埋煤层问题进行系统研究。1993年中国矿业大学钱鸣高、缪协兴以采后岩层移动实测的形态曲线为基础，建立了断裂岩块间的铰合关系，进一步证明了“砌体梁”力学模型是层状矿体开采后岩层的基本结构形式。2002年黄庆享教授对浅埋煤层的定义、矿压显现规律、顶板结构特征和来压机理、工作面“支架围岩”相互作用关系进行了系统的研究，形成了对浅埋煤层顶板结构与控制理论的基本体系。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”；浅埋煤层工作面顶板一般为单一主关键层类型，老顶岩块不易形成稳定的“砌体梁”结构。基岩厚度比较大时，会出现两个关键层组，形成大小周期来压现象，其矿压显现特征介于浅埋煤层采场和普通采场之间，顶板台阶下沉与基岩与载荷层厚度之比有关。根据实测，浅埋煤层可以分为2种类型：（1）基岩比较薄、松散层厚度比较大的钱埋煤层，其顶板破断为整体切落形式，易于出现顶板台阶下沉老顶为单一关键层。（2）基岩厚度比较大、松散载荷层厚度比较小的浅埋煤层，其矿压显现规律介于普通工作面与浅埋煤层工作面之间，表现为两组关键层。2003年侯忠杰教授等把断裂带老顶的判别准则应用在浅埋煤层中，认为老顶分层厚度大于其下自由空间高度的1.5倍时该分层进入断裂带，支架阻力计算传统公式不在适用。同年，朱庆华等对浅埋煤层顶板结构进行了研究，研究得出浅埋煤层厚硬顶板条件下，覆岩的破断与冒落规律与普通浅埋煤层中覆岩的破断与冒落规律有明显的不同，其初次破断与冒落形态为拱形，周期破断与冒落呈全厚切落和拱形交替生发。2004年宋振骐、柴敬等人对浅埋煤层的大比例立体模拟进行了研究，通过模型分析，研究了神府矿区浅埋深、薄基岩、厚沙覆盖层下开采岩层破断运动规律，直观再现了工作面在开采过程中上覆岩层的动态破坏过程。2006年黄庆享等通过载荷传递的动态模拟试验，得出了浅埋煤层上覆厚沙土层周期来压期间的破坏特征，分析了厚沙土层周期来压期间的破坏和动载机理，为顶板结构分析及支架选型奠定了基础，同年余学义教授等对浅埋煤层覆岩切落裂缝破坏及控制方法进行了探讨，通过理论分析和数值模拟研究覆岩中关键块结构稳定性条件与采动损害之间的关系。同年，北京科技大学黄正全用RFPA对大柳塔煤矿工作面进行数值模拟，再现了浅埋煤层采动后其上覆岩体破坏的动态发展过程，揭示了工作面顶板的断破、上覆岩层来压及采场推进过程中煤壁支承压力、地表下沉的变化等规律。2007西安科技大学黄庆享、张沛等建立的浅埋煤层地表采动土层卸荷破坏中的“拱”数学模型为基础，研究了“拱梁”内的应力函数分布和极大值，得出当拱形为抛物形曲线时，拱梁最稳定，同年煤炭科学研究总院重庆分院的黄森林以神东矿区大柳塔矿井1203综采工作面为例，运用离散元数值模拟软件，进行了动态数值模拟计算，揭示了浅埋煤层关键层结构变形破坏规律，给出了控制关键层切落失稳的开采高度为2m，为神东矿区的保水开采和生态环境保护提供了参考依据。2008年范钢伟、张东升等针对单一关键层的浅埋煤层，采用实验室物理模拟揭示了采动导水裂隙动态发育规律。模拟结果表明，导水裂隙的动态发育受基本顶关键层制控，通过分析得出了防止工作面涌水溃沙的基本原理，能解决西部矿区保水防溃采煤的安全问题。同年，安徽建筑工业学院的宣以琼以榆阳煤矿为研究基地，进行了覆岩力学组合结构特征与基岩风化带的阻隔水特性试验。确立了薄基岩浅埋煤层覆岩采动破坏“两带”高度的动态变化特征，提出了长壁工作面开采防止突水溃砂的调控技术，成功应用于榆阳煤矿。2009年中国矿业大学缪协兴，钱鸣高提出通过隔水关键层的研究实现我国煤炭绿色开采，中国矿业大学许家林，朱卫兵等通过对神东矿区补连塔煤矿31401工作面内部岩移的地面钻孔原位观测与地表沉陷观测的对比研究，得出主关键层控制了上覆基岩直至地表的移动变形，上覆岩层的运动随主关键层破断出现周期性跳跃式变化。同年西安科技大学黄庆享与陕西省煤炭工业局王双明等论述了陕北侏罗纪煤田矿区总体规划，提出了进行区域性煤炭工业大规划问题，建议在保护合理生态水位埋深条件下，规划开采区域，建设绿色矿区。1.3研究内容及技术路线本文主要研究以下两个方面：一是，以神东矿区张家峁煤矿试采工作面实测数据为依据，分析浅埋煤层综采面随着采高的不断增加，支架额定工作阻力的变化，以及对地表沉降的影响；二是，以鄂尔多斯地区纳林庙二矿综采工作面实测数据为依据，分析随着工作面的推进，顶板来压规律以及上覆岩层的破断、失稳对工作面煤壁和支架的影响。论文综合运用现场实测、理论分析与计算及计算机数值模拟实验等研究方法，对由于采动影响其上覆岩层垮落后形成的结构、矿压显现规律及合理的支护阻力进行了分析研究，为今后类似煤层开采提供科学的参考依据，为保证安全、产高、高效的开采提供理论指导。2 大采高综采工作面矿压观测2.1张家峁煤矿15201试采面概况张家峁煤矿15201试采工作面为该矿试采期间的第一个综采工作面，该综采工作面属于5-2煤一盘区的第一个工作面，切眼位于5-2煤层边界。具体布置在主、副平硐井底附近。工作面采用三条巷道布置方式（回风顺槽、辅运顺槽、主运顺槽），顺槽5与-2煤层大巷垂着布置，切眼到大巷距离1581m，工作面长260m，煤层倾角13。15201试采工作面平均埋深约120m，基岩厚度70m左右，松散层50m左右，基岩厚度起伏变化较小，由于矿区V字形沟谷造成松散层分布不均。15201试采工作面位于侏罗系中统（J2）延安组第一段(J2y1)，顶板大部为泥岩，细粒砂岩、粉砂岩不规则分布，平均抗压强度为23.10MPa，属不稳定较稳定型；底板以粉砂岩为主，岩体完整，平均抗压强度26.37MPa，属不稳定型较稳定型。煤层厚度6.16.35m，平均6.2m，煤层视密度值为1.32t/m3，设计采高6.0m，煤层结构简单，不含夹矸或者1层夹矸，全井田范围可采，综合柱状图如图2.1所示。15201试采工作面采用长壁后退式一次采全高的综合机械化采煤方法，回采期间工作面沿煤层底板推进，工作面采用153台ZY12000kN型电液控制掩护式液压支架，采煤机采用MG900/2210-GWD型采煤机，滚筒直径3.2m，工作面设计采高6.0m，工作面采用双向割煤方式，往返一次割两刀。2.2 15201试采面矿压观测方案根据15201试采工作面顶底板及采高情况，设计5个测区，每个测区布置三条观测线，测线布置方法如图2-2。支架阻力数据采用人工记录和支架控制器EEP采集，测区1（11#、12#、13#支架），测区2（43#、44#、45#支架），测区3（75#、76#、77#支架），测区4（108#、109#、110#支架），测区5（141#、142#、143#支架），工作面共布置153台支架。通过支架阻力变化规律来研究支架在开采过程中的支护效果、适性应、运行特点及顶板来压规律。2. 3 15201试采面矿压显现规律1. 支架支护特性分析随工作面的推进，每个循环内支架阻力的大小因支架操作质量、支护效果和煤层顶底板地质变化的影响而不同，而且沿着工作面倾斜方向在不同部位支架阻力大小也有差异，但是根据现场观测大量数据进行统计，统计结果如实的反映了工作面顶底板的压力的大小、支架对围岩的适应性以及支架的支护性能。沿着工作面倾斜方向在不同部位支架工作阻力分布变化有明显的规律性如上图所示。工作面支架阻力基本都在2529MPa之间，五个测区分别占整个区间的59.52%、53.57%、46.43%、42.46%、46.83%，为额定工作阻力的52.3%60.7%；而小于25MPa阻力五个测区共占1%。工作面5个测区支架压力大于额定工作阻力77.4%（37MPa）以上的分别为：22.23%、17.06%、27.38%、22.22%和22.23%，明显反应出工作面来压时中部支架压力普遍大于两端支架压力，可见第1和第5测区来压时受煤壁影响较大。工作面5个测区支架压力大于额定工作阻力85.8%（41MPa）以上的分别为：12.31%、11.9%、16.27%、11.51%和12.31%，仍反应出中部支架压力大于两端支架压力，同时也说明工作面来压时比较剧烈，来压时中部有部分支架工作阻力接近于额定工作阻力，由此可见，该工作面支架工作阻力上限选择比较合理。2. 地表移动特征浅埋煤层工作面矿压突出特点是顶板基岩全厚切落，基岩破断角大，破断接波及至地表，来压期间有明显的顶板台阶下沉和动载现象。15201工作面推进至约70m时，对应工作面切眼向采空区一侧12m处出现高差约1.4m的地堑，水平裂缝约40mm，待回采约158m时，垂直移动裂隙高差为2.3m，但是水平移动裂缝宽度较原来变化不大。基本呈现出多级台阶状地堑，工作面第一次、二次等周期来压时上覆岩层也发生了类似的破断，垂直移动距离为1.4m左右，只是地堑位置对应于工作面煤壁后方约26米处，地表最大沉陷点不在采空区中部，而是在靠近开切眼侧，表明顶板初次破断存在不对称性，如下图所示。3 . 15201试采面矿压观测主要结论:（1）初次来压步距54m，周期来压步距平均15.6m。（2）周期来压期间支架平均工作阻力达42.82MPa，非周期来压期间支架平均工作阻力约31.22MPa，来压强烈，持续时间短，工作面中部测区有60%支架安全阀开启，说明支架额定工作阻力富裕系数并不大。（3）根据5个测区分析，支架运行比较稳定，运转特性分析中一次增阻型占整个测区的45.95%，说明15201试采工作面支架运转特性主要是一次增阻型，表现出顶板为单一关键层结构。（4）根据5个测区分析，来压期间第3测区（中部）支架工作阻力和动载系数大于第1、2、4和5测区，说明工作面中部来压强烈。（5）工作面来压时直接波及至地表，地表下沉严重，说明工作面上覆岩层不存“三在带”，为冒落带和裂隙带“两带”。3 浅埋深大采高综采工作面矿压显现特征分析3. 1张家峁矿15201试采面矿压特征分析3.1.1支架支护特性分析随工作面的推进，每个循环内支架阻力的大小因支架操作质量、支护效果和煤层顶底板地质变化的影响而不同，而且沿着工作面倾斜方向在不同部位支架阻力大小也有差异，但是根据现场观测大量数据进行统计，统计结果如实的反映了工作面顶底板的压力的大小、支架对围岩的适应性以及支架的支护性能。沿着工作面倾斜方向在不同部位支架工作阻力分布变化有明显的规律性如图3.13.5所示。工作面支架阻力基本都在2529MPa之间，五个测区分别占整个区间的59.52%、53.57%、46.43%、42.46%、46.83%，为额定工作阻力的52.3%60.7%；而小于25MPa阻力五个测区共占1%。工作面5个测区支架压力大于额定工作阻力77.4%（37MPa）以上的分别为：22.23%、17.06%、27.38%、22.22%和22.23%，明显反应出工作面来压时中部支架压力普遍大于两端支架压力，可见第1和第5测区来压时受煤壁影响较大。工作面5个测区支架压力大于额定工作阻力85.8%（41MPa）以上的分别为：12.31%、11.9%、16.27%、11.51%和12.31%，仍反应出中部支架压力大于两端支架压力，同时也说明工作面来压时比较剧烈，来压时中部有部分支架工作阻力接近于额定工作阻力，由此可见，该工作面支架工作阻力上限选择比较合理。3.1.2 支架运转特性分析工作面支架的增阻情况反应了支架运转特性。支架增阻次数及增阻量的大小，反映了支架的支护效果、工作面顶板的运动程度以及支架的工作状况。对现场观测数据进行统计分析表明张家峁煤矿15201试采工作面沿着倾斜方向的不同部位支架的增阻情况基本相同，如图3.63.10所示。第3测区降阻和恒阻所占比例相对小，而一次增阻、二次增阻和多次增阻所占比例相对大，第1、2、4和5测区降阻和恒阻所占比例相对大，而一次增阻、二次增阻和多次增阻所占比例相对小。综合分析绘制整个工作面支架运转特性曲线如图3.11所示，15201试采工作面支架运转特性主要为一次增阻型。3.1.3 张家峁矿15201试采面矿压显现特征（1）初次来压步距54m，周期来压步距平均15.6m。（2）周期来压期间支架平均工作阻力达42.82MPa，非周期来压期间支架平均工作阻力约31.22MPa，来压强烈，持续时间短，工作面中部测区有60%支架安全阀开启，说明支架额定工作阻力富裕系数并不大。（3）根据5个测区分析，支架运行比较稳定，运转特性分析中一次增阻型占整个测区的45.95%，说明15201试采工作面支架运转特性主要是一次增阻型，表现出顶板为单一关键层结构。（4）根据5个测区分析，来压期间第3测区（中部）支架工作阻力和动载系数大于第1、2、4和5测区，说明工作面中部来压强烈。（5）工作面来压时直接波及至地表，地表下沉严重，说明工作面上覆岩层不存“三在带”，为冒落带和裂隙带“两带”。3. 2 纳林庙二矿6215 工作面矿压特征分析3.2.1纳林庙二矿6215 工作面概况纳林庙二矿为一向南西倾斜的单斜构造，地层倾角1 3，水文地质类型为二类一型，即以裂隙含水层为主的水文地质条件。纳二矿主要可采煤层3 层，其中41 号煤层平均埋深67. 1m，顶板岩层平均厚度26. 7m，岩性以泥岩、砂质泥岩为主，黄土层厚度20 80m; 42 号煤层平均埋深85. 3m，顶板岩层平均厚度20m，岩性以砂质泥岩为主; 6号煤层平均埋深150m，顶板岩层岩性以细砂岩为主，平均厚度70m。地表沟壑发育，41，42 煤均有多处露头。6215工作面采用长壁大采高综合机械化采煤方法，自然垮落法处理采空区顶板。工作面长度200m，推进长度为2493m，采高5. 3m，截深0. 8m。平均日产原煤约20kt，日推进速度平均约15m。工作面巷道沿煤层底板布置，矩形断面，净宽5500mm，净高3700mm，锚杆支护，每排布置5 根锚杆，排距为1000mm1100mm，锚杆采用16mm 2100mm 树脂锚杆。开切眼净宽8500mm，净高3600mm，支护形式为锚杆钢筋梯锚索联合支护， 锚索直径15. 24mm， 长度6. 5m; 锚杆排距1. 0m，每排8 根锚杆，锚索排距2m，每排4 根锚索。3.2.2 6215工作面矿压显现情况及顶板灾害事故通过对纳林庙二号6215 工作面开采的支架阻力现场监测，6215 工作面顶板初次来压步距65m，周期来压步距13 15m。从上覆岩层岩性、结构特征上分析，纳二矿顶板岩层特征为土基型浅埋煤层，与大柳塔煤矿煤层上覆厚风积沙浅埋煤相比，其煤层赋存特征是上覆盖层主要是黄土层、地表沟壑发育。其采动矿压显现规律和典型的浅埋煤层( 薄基岩、厚松散沙层) 采动影响有一定区别。2010 年6 月30 日，工作面推进至620m，工作面中上部( 15 25 号架) 采空区大面积垮落，顶板来压剧烈，产生瞬间冲击波。地表塌陷严重( 如图3.12 和图3.13) ，顶板切落0. 8m，正值煤机割煤至此处，造成18 号、19 号支架、刮板输送机和煤机整体向煤壁推进1. 2m，损坏14 号支架护帮板、17 号支架平衡千斤顶，23 号、25 号支架推拉油缸破裂; 17，20 节刮板槽连接销剪切断裂，71 号至91 号刮板输送机双股底链破断; 转载机单链破断;采煤机被挤压煤壁，前滚筒割到翘起的输送机铲板。事故影响生产28h。地表塌陷形成台阶、地堑式贯通裂缝，地表裂缝宽度0. 2 0. 5m，甚至0. 8m，沿工作面推进方向，小裂缝间距约10m，大裂缝间距约30m，两巷方向产生平行于巷道的数条裂缝，间距7. 5m，影响范围约20m，一般情况下，首条新裂缝滞后工作面约20m。6215 工作面推进距开切眼1100m 处，主运巷片帮严重，片帮长度范围约45m，机头煤壁片帮深度约1. 0m; 机头单体支柱偶有压弯情况。查看井上下对照图，工作面靠近主运巷一侧范围地表地形为一山包，上覆岩层厚度增至最高192m。3.2.3 6215工作面面顶板灾害机理分析与诱发因素6215 面推进530780m 范围内，周期来压比较大，特别是在620m 处顶板发生大面积垮落，顶板沿煤壁切落近800mm、产生冲击波等造成支架、输送机等部分损坏。530780m 地表正处一条大的沟壑，底部宽度50150m，41，42煤层冲刷剥蚀并局部火烧，6 号煤上覆岩层厚度92103m。随着工作面推进，地形从坡底向坡顶变化的位置，离层带高度增加，当关键层达到一定距离断裂后，在土层载荷的作用下，迅速旋转下沉产生滑坡垮塌，并瞬时将载荷传递到顶板岩块，作用在煤壁和支架上，表现为动态的载荷传递过程，顶板结构的变化使得顶板岩土层的垮落、断裂、失稳形态发生着大的变化，即顶板变形破坏由“三带”( 冒落带、裂缝带和弯曲带) 向“两带”( 冒落带和弯曲带) 转变和煤壁上方产生贯通裂隙。采场顶板压力是采动影响与山体滑坡的共同作用的结果。6215 面周期来压的基本特征在推进方向划分可分为3 种区域: 周期来压正常区、周期来压异常区、周期来压基本正常区。周期来压的异常与采场顶板结构、岩性、厚度、埋深、地形地貌等因素有关。6 号煤受地形地貌变化的影响，煤层埋藏深度发生着大的变化，采场顶板( 上覆岩土层) 垮落规律由普通采场向近浅埋煤层、典型浅埋煤层采场顶板变化，因而工作面顶板来压具有几类不同的显现特征。影响工作面人员、设备安全的主要形式是顶板的切落、大面积冒顶、严重片帮及形成冲击波等灾害。是否有剧烈动态载荷和煤壁上方的贯通裂隙是现场监测与灾害预报防治工作的关键。3.2.3 纳林庙二矿6215 工作面矿压显现特征纳林庙二矿厚土层覆盖的浅埋煤层工作面矿压显现特征是初次来压步距70 120m、顶板来压剧烈并产生强烈冲击波; 周期来压步距15 25m，6号煤层工作面来压现显现因埋深、顶板岩土层结构、地形地貌等因素影响，表现出普通采场来压、浅埋煤层强烈动压等不同规律的来压特征; 随工作面推进，地表在沿工作面倾向及走向均产生相对滞后的地表贯通裂隙，和上覆风积沙浅埋煤层工作面不同，一般并没有像地表风积沙造成覆岩沿工作面煤壁整体垮落的动态矿压显现; 埋深小于约105m时，工作面顶板产生采动裂隙贯通到地表，岩土层运动、失稳对工作面煤壁及支架产生动态的顶板压力。纳二矿生产运营开采实践表明，顶板灾害主要发生在工作面初采和末采时期以及地貌地形有较大变化的情况下。4 浅埋深大采高综采工作面煤岩组合力学模型4.1 关键块力学模型浅埋煤层长壁工作面开采过程中，顶板关键层将产生周期性破断，破断后形成的岩块也将相互铰接形成非稳定“砌体梁”结构。根据顶板破断岩块较短的几何特征和铰接状态，浅埋煤层顶板形成的非稳定“砌体梁”结构呈现为初期的“短砌体梁”结构及其台阶下沉演化而成的“台阶岩梁”结构2 种结构形态。根据黄庆享教授等人研究，浅埋煤层工作面顶板关键层周期破断后，形成的岩块比较短，岩块的块度i ( 岩块厚度与长度之比) 接近1，形成的铰接岩梁称为“短砌体梁”结构。按“砌体梁”结构关键块分析方法，建立“短砌体梁”。“短砌体梁”结构及“台阶岩梁”结构力学模型如图4.1，图4.2 所示。图中，T 为关键岩块的水平推力; R2为关键岩块支承力; W 为关键岩块回转后下沉量; P1，P2分别为，岩块承受上覆岩层的载荷; QA，QB为A，B 接触铰上的剪力; l1，l2为，岩块长度; a 为接触面高度。周期来压期间，顶板结构失稳一般有两种形式: 滑落失稳和回转变形失稳。根据“短砌体梁” 结构及“台阶岩梁”结构模型及其稳定性理论分析认为:( 1) 载荷层厚度小于180m 时，“短砌体梁”结构就不会出现回转变形失稳。( 2) 浅埋煤层工作面周期来压期间，顶板形成“短砌体梁”结构或“台阶岩梁”结构，破断块度i 一般在1. 0 以上，顶板易出现滑落失稳。5 结论利用现场观测、理论分析等研究手段，针对浅埋深大采高综采工作面采场顶板岩层的运动规律和采场压力显现规律有其特殊性的特点，着重研究了浅埋深大采高综采工作面的矿压显现特征及其规律、和大采高综采工作面煤岩组合力学模型。这些研究为浅埋深大采高综采技术在我国煤炭行业的推广应用和发展提供有益的实践经验，同时丰富了大采高综采采场矿压控制理论。本论文研究的主要结论分述如下：1）大采高综采是指采高在3. 56. 0m，工作面使用大功率双滚筒采煤机和重型刮板运输机割、运煤，用大吨位液压支架(支架工作阻力、单架支护面积和支架支撑高度大)控制顶板，一次采全高的综采技术，其设备趋于大型化、重型化和自动化。其特点是技术先进、性能可靠、装机功率大、生产效率高，使得在国内外被广泛采用。2）基岩沿架后全厚切落，直接波及至地表，上覆岩层为冒落带和裂隙带“两带”，来压期间顶板动载明显，支架运转特性主要为一次增阻型，周期来压期间平均工作阻力达10799kN，来压强烈，持续时间短，且工作面中部来压最强烈。3）理论分析验证了，浅埋煤层大采高综采面顶板为单一关键层结构，顶板破断后不能形成稳定的“砌体梁”结构，关键块易出现架后滑落失稳，对“台阶岩梁”模型进行了论述。4）顶板灾害主要发生在工作面初采和末采时期以及地貌地形有较大变化的情况下。 5）工作面来压时，支架工作阻力上升快，持续时间很短，体现了顶板结构滑落失稳的特征。6） 根据实测与统计分析发现，浅埋煤层随着支架额定工作阻力的不断提高，工作面顶板台阶下沉得到了很好的控制。7）矿压监测是促进矿压理论研究发展的有效方法。本文通过对工作面矿压监测及收集汇总的大量资料数据，采用统计的数学方法，对各种矿山压力显现信息进行分析，总结了采场矿压显现规律参考文献1郭宝华，涂敏.浅谈我国大采高综采技术.中国矿业，2003, 12(10), 40-422 张新蛮，曹怀建，韩磊. 浅埋大采高综采工作面矿压显现规律研究.煤炭工程，2012 (2)，48-503高登彦. 厚基岩浅埋煤层大采高长工作面矿压规律研究.西安科技大学硕士学位学问论文，20094 刘文岗. 浅埋大采高综采工作面矿压显现特征及顶板灾害机理分析.煤炭开采，2011（10）,73-765弓培林，靳钟铭.大采高采场覆岩结构特征及运动规律研究.煤炭学报，2004,29 (1)，7-116 崔廷锋，张东升，范钢伟等. 浅埋煤层大采高工作面矿压显现规律及支架适应性.煤炭科学技术，2011 (1)，25-287郝海金，张勇，陆明心.缓倾斜厚煤层大采高开采工作面矿压研究.煤，2002,12 (2)，11-138王贵虎，周更廷.大采高倾斜长臂综采面矿压显现规律研究.矿业安全与环保，2005，32 (3)，67-709刘锦荣，何富连.大采高综采工作面支架一围岩系统稳定性探讨.煤矿开采，1995 (3)，36-4010川姜福兴，王同旭，潘立友等。矿山压力与岩层控制.北京:煤炭工业出版社，200411钱鸣高，石平五.矿山压力及其控制.徐州:中国矿业大学出版社，200312窦林名，邹喜正，曹胜根.煤矿围岩控制与监测.徐州:中国矿业大学出版社，200713李建军.大采高开采工作面矿压监测与实践.陕西煤炭，2004,4 14 苗彦平. 浅埋煤层大采高综采面矿压规律与支护阻力研究.西安科技大学硕士学位学论文，2009翻译部分中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第125页英文原文Development of high pretensioned and intensive supporting systemand its application in coal mine roadwaysKang Hongpu, Lin Jian, Wu YongzhengCoal Mining and Designing Branch, China Coal Research Institute, Hepingli, Chaoyang District, Beijing 100013, ChinaAbstract: In view of the features of complicated and difficult roadways, the present problems on rock bolting technique were analyzed, and the high pretensioned and intensive supporting theory was put forward. The initial supporting stiffness and strength of bolting system should be increased largely to control the dilatant deformation and maintain the integrity of surrounding rock. The high pretensioned and intensive bolt and cable system was developed, and the mechanical properties of the bolting components were obviously improved. This system has been successfully applied in the 1000m deep entries in Xinwen coal field, and the entries affected by intense mining activities in Luan coal field. The deformation of the entries was reduced by a big margin. This system provides an effective supporting form for complicated and difficult roadways. Keywords: roadways; rock bolting; high pretensioned stress; intensive supporting; underground applications 1 Introduction With the increases of coal mining intensity and limit, the depth of roadways in underground coal mines in China is getting larger and larger with the maximum mining depth up to 1365m; geological conditions of the roadways become more and more complicated; and the locations, sections and stress states of the roadways tend to be unfavourable to their stabilities. These trends of the roadway layout pose higher and stricter requirements to bolting technique. For this purpose, study and testing on the complete bolting technique have been carried out in several coal fields, and the research results have been utilized in different roadway conditions, and improved the supporting performance sharply. At present, in China, the rate of bolting accounts for 60% in total roadways in many coal fields, even 100% in some coal fields. However, some problems are still present though great progress has been made in bolting technique. The supporting performance of high strength bolting is poor in deep and complicated roadways, and the bolting components are destructed severely. In general, the problems are summarized as follows: Low supporting stiffness. The supporting stiffness is associated with pretensioned stress and anchorage types, and the high supporting stiffness can only be achieved by combination of high pretensioned stress with full-length anchorage. The spin moment to install bolts only amounts to 100-150N.m, or the pretensioned force is up to 15-20kN at most cases. Low tendon strength for bolts and cables. For existing tendons used for high strength bolts, the yield strength is about only 335-400MPa, while the broken strength is about 500-600MPa. The diameter of cables is 15.2-17.8mm, and the broken force is about 260-350kN. Poor end thread quality. Poor thread quality will increase the frictional forces between the nuts and threads, and lower the transiting rate from the spin moment of nuts to pretensioned force of tendons. On the other side, the poor thread quality will also worsen the rear stress state, result in shearing, bending, rupture. Devaluating surface proof components, such as plate, strap, and metal mesh. Straps with low strength and stiffness are commonly used to lower the cost of material, decrease the capability of surface proof and affect the total supporting performance. High density of bolts. More bolts per square meter and more installing time, will bring down the rate of roadway advance. To solve the above problems, the high pretensioned and intensive supporting system was developed based on the relative supporting theory. 2 High pretensioned and intensive supporting theory At present, there exist two different theories for supporting complicated and difficult roadways with high stresses and large deformation. 2.1 Secondary supporting theory According to secondary supporting theory, supporting for roadways with high stresses and large deformation should be divided into two phases. The first supporting should permit the surrounding rock to deform and release the stress when the stability of roadways is secured; the second supporting should be installed to keep the long term stability of roadways at a definite interval. This theory has been widely accepted and applied, and very good performance has been obtained in some definite conditions. But this theory is facing more and more challenges with the increase of mining depth, and the additional complicated, geological and mining conditions. In roadways with depth up to 1000m, or roadways affected by intense mining activities, or cut by geological discontinuities, weak and broken rock zones, the deformation has been still unaccepted after secondary supporting, and the third or even fourth supporting had to be applied in some times, but the deformation could not be controlled for a long period. 2.2 High pretensioned and intensive supporting theory ( primary supporting theory ) The essence of this theory is to increase the initial stiffness and strength of bolting by a large magnitude, control the displacement of surrounding rock, keep its integrity, and relieve the decrease of rock strength. To avoid the secondary supporting and roadway maintenance, the high pretensioned and intensive supporting technique is applied, which should meet the conditions as follows: The bolting system should have enough initial stiffness and strength. The pretensioned stress and its spreading effect will play the key role. On one hand, keep the integrity of the total bolting structure; on the other hand, sustain the high anchorage forces in bolts and cables, moreover, spread the compressive stress into the rock. The supporting system should have high extension rate, to allow the surrounding rock to deform to some extent, but the limit of displacement can not be exceeded during the service time. Underground supporting practices should be readily carried out, adapting to the site management and favouring rapid advance. The supporting system can lower the total cost of supporting and make it economically reasonable. Therefore, based on present bolting technique, developing high pretensioned and intensive supporting system is a viable option to tackle the problems of high stress and complicated roadways. 3 Materials for bolts and cables with high pretensioned stress and strength Coal Mining and Designing Branch, China Coal Research Institute, developed the high pretensioned and intensive supporting system, including intensive bolts, low viscosity and high strength resin capsule, high strength strap, and intensive cables. 3.1 Intensive bolts 3.1.1 Shape and size of tendons The design of tendon shape should follow four rules: first, reasonable margin between the tendon and borehole to put tendons into boreholes readily; second, favourable for the high bond capacity and performance; third, spreading the force evenly along the tendon; fourth, high pretensioned stress to be easily exerted on the rear part. At present, the tendon, with left-spin thread and without raised axial ridge, can meet the above four rules, and be an ideal option for the current supporting system. The tendon is about 22-25mm in nominal diameter, 2.0-3.0m long. 3.1.2 Materials for tendons In general, the materials for tendons used by foreign companies have yield strength about 400-600MPa, or even more, and broken force about 200-300kN. In the US, the products have yield strength about 414-689MPa and broken strength about 621-862MPa. In UK, the products have yield strength about 640-720MPa. In Australia, the high strength tendon of 22 mm in diameter has broken force about 240kN, and the super strength tendon of 22 mm in diameter has broken force about 340kN. To reach and exceed the standard of foreign materials, the special steel formulas for bolts were developed to meet the supporting requirements of complicated roadways, and some formulas like BHRB500, BHRB600 can be used for intensive bolts (shown in table 1). Fig.1 shows the tensile load and displacement curve of 25 mm bolt. Table 1 Mechanical performance of steel for intensive boltsTypeNominal diameter (mm)Yield strength (MPa)Tensile strength (MPa)Extension (%)BHRB50022-2550067018BHRB60022-2560080018For the BHRB600 tendon with diameter of 22 mm, its yield force amounts to 228.1kN, and its broken force is up to 304.1kN, about 1.79 and 1.73 times of the common civil steel with the same diameter, respectively. The pretensioned force can amount to 100 kN for intensive bolts. 3.1.3 Auxiliary parts Besides the tendons, nuts and plates fitting for the tendons were developed. To reduce the frictional force between the plate and the nut, and to transform spin moment into pretensioned force at most, the anti-friction washer was also developed. 3.2 Low viscosity and high strength resin capsules With the following characteristics: high strength, short cure time, high reliability, resin capsules have been widely used for rock bolts. But the defects of existing resin capsules are also evident, such as high viscosity, coarse grain, high mechanical resistance, unfitness for full encapsulation. To this end, low viscosity and high strength resin capsules were developed by lowering the resin viscosity, applying the fine rock powder as skeleton, and using high aggregating resin, and such resin capsules can reduce frictional resistance during spinning, and solve the problems of installing the bolts with extensive or full encapsulation. The fast and slow cure resin capsules should be used together. The fast capsule solidifies earlier, pretensioned force is exerted immediately, then, the slow capsules solidify, the full length pretension can be realized and the supporting effects can be improved. 3.3 High strength strap Strap is a key part in the high pretensioned and intensive supporting system, and plays an important role to spread the pretensioned force and resistance of bolts, expand the span of action of bolts and increase the total supporting capacity. W strap is formed by several courses of rolling and cold bending. W strap protects larger surface area, provides high strength and stiffness, and shows good performance as a bolting component. The main shortcoming of W strap is as follows: when W strap is thin and the stress is high, the plates may perforate W strap, causing shearing failure or rupture in it. To match the mechanical performance of intensive bolts, the high strength W strap was developed: one approach is to increase the thickness of strap, from 2.5-3mm to 4-5mm, and increase the broken load to 500kN; the other is to select steel with higher strength without changing the dimensions of the strap. 3.4 Intensive cables 3.4.1. Strands for cablesStrands with high extension rate and super strength were developed for coal mines, aiming at the problems of the cables with small borehole. The strands are made from a new type: 119 form. To match the supporting strength and practice arts, a series of strands with different diameters, 18mm, 20mm, and 22mm, were developed, and the last two types belong to intensive cables. The mechanical performances are listed in Table 2. The laboratory load-displacement curve of 22mm cable is shown in Fig.2. Table 2. Mechanical performance of cablesNominal diameter (mm)Broken load (kN)Extension (%)184087205107226077For the strand with diameter of 22mm, the broken load is above 600kN, and the extension rate amounts to about 7%. These results are clearly better than that of the strand (17 form) with the same diameter. The pretensioned force can reach 300kN. 3.4.2 Plates for cables There are several types of plates for cables. Flat plates are most commonly used, another type of plates is made of channel steel (type 12#, 14#), but these two types of plates have poor mechanical performances. When the pretension or the load on cables is high, flat plates often warp around their perimeter, the load capacity reduces sharply; the plates made of channel steel readily deform and distort, in some cases are perforated to cause the cable failure. To overcome the above defects of plates, the domed-shape plate, with three dimensions of 30030016 mm, was developed, including a center-adjusted washer. On one hand, this new product increases the load capacity to match the intensive cables; on the other hand, the plate allows the adjustment of its center to improve the mechanical performance, and fully exercise the capacity of cables. 4 Site applications of high pretensioned and intensive supporting system The high pretensioned and intensive supporting system was applied to solve the problems of deep and mining affected entries in Xinwen and Luan coal field since the system has been developed. 4.1 Application of intensive bolts in 1000m deep entry in Xinwen coal field 4.1.1 Geology and production conditions The test site is located at 1202E haulage entry in Xiezhuang coal mine, Xinwen coal field. The entry runs along the roof of the coal seam No.2, average 2.4m thick, with uniaxial compressive strength of 12MPa, and a dip of 2026. The immediate roof is sandy shale, 2.4m thick, with uniaxial compressive strength of 35-40MPa. The depth of the entry is 1150-1200m. The maximum horizontal main stress is 34.60MPa with the direction of N12.5E, and the minimum horizontal main stress is 17.89MPa. The stress level is high, and the horizontal stress takes the clear advantage. The section area of the entry is 11.1m2 with a mean height of 3m and a width of 3.7m. 4.1.2 Design of supporting pattern The high pretensioned and intensive bolting system is applied. The bolt, with left-spin thread and without raised axial ridge, is 25 mm in diameter, 2.4 m long, with a broken limit of 400 kN. The bolt is extensively encapsulated, with an initial tensile force of 80kN. W strap, with thickness of 5mm and width of 280mm, is applied. The roof and two sides are covered by steel meshes. The row spacing is 1.0m, with 12 bolts in each row. The spacing between roof bolts is 900mm, and the spacing between bolts in upside is 1100mm, and that between bolts in downside is 800mm. 4.1.3 Analysis on underground monitoring data After applying the new supporting pattern, the roof-to-floor convergence was281 mm, and the side-to-side convergence was 173mm; the roof sag was 40mm, and the floor heave was 241mm. These results decreased by 69.8%, 77.8%, 79.5%, 67.2% respectively, compared with the monitoring results from the old supporting pattern. The displacements of rock surrounding the entry decreased sharply. The roof separation from the new supporting pattern was about 5% of the result from the old supporting pattern. It clearly shows the high pretensioned and intensive supporting system can effectively control the severe deformation of rock around the deep entry. 4.2 Application of intensive cables in entry affected by strong mining activity in Luan coal field Because of the requirements of continuous heavy mining production in Zhangcun coal mine, Luan coal field, some entries for next mining face must be prepared before the adjacent mining face was recovered, and these entries have to run in the opposite direction to the active mining face, and will be strongly affected by the mining activity. These entries will be affected by the abutment stress before the adjacent and local mining face, the stress caused by heading and mining, and the stress redistributed in the gob areas. 4.2.1. Geology and production conditions The testing entry, belonging to the face 2203, is used for gas discharge with depth of 325-396m. The uniaxial compressive strength of the coal seam is about 8MPa. The immediate roof is a layer of mudstone, 3.62m thick. The adjacent active face is the face 2202, and most part of the testing entry is excavated before the recover of the face 2202, and will affected by the mining of the face 2202 and the face 2203 in the near future. 4.2.2 Design of supporting pattern The total section of the entry is reinforced by intensive cables. The cables are 119 strands with the diameter of 22mm and 4.3m long. As soon as the inner end is anchored with resin capsules, the pretensioned force should be installed and then the rest part of cable should be encapsulated with cement slurry. The plate for cables, center-adjusted and designed specially for infusing slurry, has the dimensions of 30030016mm. The roof and sides are covered by steel meshes. The spacing between roof cables is 1.2 m; 5 cables are needed for each row; the spacing between cables is 900mm at the same row. The cables are installed vertical to the roof surface. The spacing between side cables is 1.2m; 3 cables are needed for each row. The cables are installed vertical to the side surface. The pretensioned force to be installed for cables is 200-250kN. 4.2.3 Analysis on the underground monitoring data The maximum side-to-side convergence was 260mm, and the maximum roof-to-floor convergence was 160mm, and no obvious separation was shown in roof. The strong stress change around the entry was shown in the rear of face 2202, and the side-to-side convergence changed sharply. The supporting status of the entry is shown in Fig.3. In general, the displacements are small, and new supporting pattern reduces by 90% of the displacements compared with the old one. The integrity and stability of surrounding rock is kept, and the performance of the new pattern is good. The side cables bear more load than the roof cables, and the maximum load is up to 512kN. It is obvious for entries affected by strong mining activities, the total section of entries should be reinforced by cables, i.e., the roof, two sides, even the floor should be supported fully by cables. From the changing trend of the bearing load monitored from cables, it shows the loads of cables do not change obviously with the heading and adjacent mining activity after the high pretensioned force is installed. Therefore, the pretensioned force of 200-250 kN is reasonable. 5 ConclusionsThe defects of existing rock bolting lie in low stiffness, low strength, poor quality, and little attention paid to the components, such as plates, straps, and metal meshes, which result in high bolting density and poor supporting performance in complicated roadways. The initial supporting stiffness and strength of bolting system should be increased largely to control the dilatant deformation, maintain the integrity of surrounding rock and keep the strength of the rock and coal seam. The high pretensioned and intensive supporting system is a viable approach to solve the supporting problems of complicated roadways. Compared with the existing bolts and cables, the intensive bolts and cables improve the mechanical performance sharply. The intensive bolts and cables, low viscosity and high strength resin capsules, the high strength straps, and steel meshes together make up the high pretensioned and intensive supporting system. The high pretensioned and intensive supporting system has effectively controlled the displacements of surrounding rock and roof separation in 1000m deep entries, and the entries affected by strong mining activities. The displacements can decrease by 70-90%, and the roof separation can be reduced to only 5-10% of the original value, even no separation monitored and the supporting status has essentially changed. References 1 H. Kang and J. 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