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煤矿 1.5 Mta 设计 CAD 采矿工程

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题目： 涡北煤矿1.5Mt/a新井设计 深部巷道锚杆支护技术 摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为涡北煤矿1.50 Mt/a新井设计。涡北煤矿位于安徽省亳州市境内，东有京九铁路，西有濉阜铁路，交通便利。井田走向长度约6.30 km，倾向长度约2.46 km，面积约14.49 km2。主采煤层为8号煤层，平均倾角为18，平均厚度为10.0 m。井田工业储量为190.806 Mt，可采储量为104.255Mt，矿井服务年限为53.46a。矿井正常涌水量为250 m3/h，最大涌水量为280 m3/h。矿井绝对瓦斯涌出量为21.3 m3/min，属于低瓦斯矿井。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：立井两水平开拓上山开采，暗斜井延深；方案二：立井两水平开拓上山开采，立井直接延深；方案三：立井两水平开拓上下山开采，暗斜井延深；方案四：立井两水平开拓上下山开采，立井直接延深。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160 m，采用综采放顶煤采煤法，矿井年工作日为330 d，工作制度为“三八制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为中央并列式。专题部分题目：深部巷道锚杆支护技术。我国国有大中型煤矿开采深度每年约以812 m的速度向深部增加，一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，巷道围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重。采用工字钢、架棚等被动支护技术已不能有效的控制巷道的变形，采用高强度全长树脂锚固锚杆锚固力大、锚固及时，能主动地将支撑载荷作用到巷道周边，对围岩施加径向力，加强巷道或硐室周边围岩稳定性，充分发挥围岩的自身承载能力，取得了良好的支护效果。翻译部分题目：The performance of pressure cells for sprayed concrete tunnel linings。喷射混凝土巷道应力测量仪的性能。关键词： 立井； 暗斜井； 采区布置； 放顶煤采煤法； 中央并列式； 锚杆支护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 6.30 km on the strike and 2.46 km on the dip, with the 14.49 km2 total horizontal area. The minable coal seam is 8 with an average thickness of 10.0 m and an average dip of 18.The proved reserves of this coal mine are 190.806 Mt and the minable reserves are 104.255 Mt, with a mine life of 53.46 a. The normal mine inflow is 250 m3/h and the maximum mine inflow is 280 m3/h. The mine gas emission rate is 21.3 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 -850m 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 -850m and extension of vertical shaft. The first project is the best comparing with other three projects in technology and economy. The first level is at -700 m and 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 160 m, which uses fully-mechanized coal caving mining method. The working system is “three-eight” which produces 330 d/a.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport. The type of mine ventilation system is center ventilation.The title of monographic study is technology of deep roadway bolt supporting. Chinas State-owned large and medium-sized coal mine mining depth of about 812 m a year increase in speed to the deep, deficiency in some old mining area and entered the stage of deep mining in coal mining area. With the mining depth increasing, the stress in rock mass increases quickly, temperature rises, the rock surrounding roadway breaks seriously and the broken plastic area has a large range and creep seriously. Using passive support nurse technology, for example jacked, frame shed and so on, has cannot control the deformation of roadway effectively. Using high strength and full length resin bolt which has large anchorage and anchorage timely can active to make supporting load to roadway around, impose radial force to surrounding rock and strengthen the stability of roadway or surrounding rock around chamber room, which can give full play to the hosted ability of surrounding rock and has made a good support nurse effect.The translated academic paper is The performance of pressure cells for sprayed concrete tunnel linings.Keywords: Vertical shaft; Blind inclined shaft; Mining district preparation; Coal caving mining ; Center ventilation; Bolt supporting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地貌水系11.1.3气象11.1.4地震21.1.5矿区内工农业生产、建筑材料等概况21.1.6区域电源21.1.7水源21.2井田地质特征21.2.1井田地质构造21.2.2水文地质41.2.3地质勘探程度81.3煤层特征81.3.1煤层81.3.2煤层顶、底板91.3.3煤质91.3.4瓦斯101.3.5煤尘及煤的自燃102 井田境界和储量112.1井田境界112.1.1井田境界及确定依据112.1.2井田尺寸112.2矿井工业储量112.2.1井田地质勘探112.2.2储量计算基础122.2.3矿井地质储量计算122.2.4矿井工业储量计算132.3 矿井可采储量142.3.1工业广场保护煤柱142.3.2矿井设计储量142.3.3矿井设计可采储量153 井田境界和储量163.1矿井工作制度163.2矿井设计生产能力及服务年限163.2.1确定依据163.2.2矿井设计生产能力163.2.3矿井服务年限163.2.4井型校核174 井田开拓184.1井田开拓的基本问题184.1.1确定井筒形式、数目、位置184.1.2工业场地的位置194.1.3阶段划分及开采水平的确定194.1.4主要开拓巷道204.1.5矿井开拓延深204.1.6方案比较204.2矿井基本巷道274.2.1井筒274.2.2井底车场及硐室274.2.3主要开拓巷道345 准备方式采区巷道布置375.1煤层地质特征375.1.1采区位置375.1.2采区煤层特征375.1.3煤层顶底板岩石构造情况375.1.4水文地质375.1.5主要地质构造375.1.6地表情况375.2采区巷道布置及生产系统375.2.1采区范围及区段划分375.2.2煤柱尺寸的确定385.2.3采煤方法及首采工作面工作面长度的确定385.2.4确定采区各种巷道的尺寸、支护方式385.2.5采区巷道的联络方式385.2.6采区接替顺序385.2.7采区生产系统385.2.8采区内巷道掘进方法395.2.9采区生产能力及采出率395.3采区车场选型设计406 采煤方法426.1采煤工艺方式426.1.1采区煤层特征及地质条件426.1.2确定采煤工艺方式426.1.3回采工作面参数426.1.4回采工艺及设备436.1.5回采工作面支护方式456.1.6端头支护及超前支护方式476.1.7各工艺过程注意事项476.1.8回采工作面正规循环作业486.2回采巷道布置516.2.1回采巷道布置方式516.2.2回采巷道参数517 井下运输547.1概述547.1.1井下运输设计的原始条件和数据547.1.2运输距离和货载量547.1.3矿井运输系统547.2采区运输设备选择557.2.1设备选型原则557.2.2采区运输设备的选型557.3大巷运输设备选择567.3.1运输大巷设备选择567.3.2辅助运输大巷设备选择568 矿井提升588.1概述588.2主副井提升588.2.1主井提升588.2.2副井提升609 矿井通风及安全629.1矿井地质、开拓、开采概况629.1.1矿井地质概况629.1.2开拓方式629.1.3开采方法629.1.4变电所、充电硐室、火药库629.1.5工作制、人数629.2矿井通风系统的确定629.2.1矿井通风系统的基本要求629.2.2矿井通风方式的选择639.2.3矿井通风方法的选择639.2.4采区通风系统的要求649.2.5工作面通风方式的确定649.2.6回采工作面进回风巷道的布置659.3矿井风量计算659.3.1矿井风量计算方法概述659.3.2回采工作面风量计算669.3.3掘进工作面风量计算679.3.4硐室需要风量的计算689.3.5其他巷道所需风量689.3.6矿井总风量计算689.3.7风量分配699.4矿井通风阻力699.4.1确定矿井通风容易时期和困难时期699.4.2矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线729.4.3矿井通风阻力计算729.4.4矿井通风总阻力729.4.5矿井总风阻及总等积孔749.5矿井通风设备选型759.5.1通风机选择的基本原则759.5.2通风机风压的确定759.5.3电动机选型789.5.4矿井主要通风设备的要求799.5.5对反风装置及风硐的要求799.6特殊灾害的预防措施799.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施799.6.2预防井下火灾的措施809.6.3防水措施8010 设计矿井基本技术经济指标81参考文献82专题部分深部巷道锚杆支护技术841 引言842 开采深度与巷道围岩的变形关系842.1中国的研究842.2德国的研究842.3前苏联的研究853 深井巷道锚杆支护的关键理论与技术863.1深井巷道锚杆支护理论基础863.2深部巷道锚杆支护作用机理873.3深部巷道锚杆支护技术914 工程实例954.1巷道地质及生产条件954.2地应力测量964.3巷道围岩稳定性分类及计算机辅助设计964.4巷道支护设计964.5支护质量监测984.6支护效果和经济效益分析1025 结论102参考文献104翻译部分英文原文106The performance of pressure cells for sprayed concrete tunnel linings106Introduction106Factors affecting the pressures recorded by tangential pressure cells106Cell properties106Installation effects107Post-installation factors107Numerical and physical experiments, and results from monitoring107Numerical modelling to assess the effects of cell fluid107Physical simulation109Discussion112Conclusions113Acknowledgements113中文译文115喷射混凝土巷道应力测量仪的性能1151前言1152切向测力仪测量巷道应力的影响因素1152.1测力仪特性1152.2安装影响1152.3安装后的影响因素1153数字模拟与物理实验和检测结果1163.1数字模拟实验评估压力计流体的影响1163.2物理模拟实验1174讨论1205结论1206鸣谢121致 谢1221 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1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。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1-1-1。图1-1-1 涡北煤矿交通位置图1.1.2地貌水系本区地势平坦，地面标高+32.5m，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。1.1.3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。1.1.4地震根据中国地震动参数区划图（GB183062001），本区地震烈度为度。1.1.5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利条件。1.1.6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。1.1.7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。 1.2井田地质特征1.2.1井田地质构造本井田地层属华北型沉积，含煤地层为石炭系、二叠系。表1-2-1 地质特征一览表地 层 系 统厚度（m）主要岩性界系统组新生界（K2）第四系（Q）全新统约20m上段：褐黄色、灰黄色砂质粘土，垂深57m，富含钙质结核。下段：土黄色、浅黄色粉砂、细砂及粘土质砂间夹薄层砂质粘土，砂层较松散。与下伏更新统呈假整合接触。更新统约70m为河流相沉积，岩性变化大，由浅黄色细砂、粉砂和粘土质砂间夹多层粘土和砂质粘土组成。假整合于上第三系之上。上第三系（N）上新统约182m上段：灰绿、浅黄、棕黄色粘土及砂质粘土间夹2层细砂及粘土质砂。中段：棕黄及浅黄色中细砂和粉砂间夹35层粘土或砂质泥土，砂层单层厚度大，结构松散。下段：棕黄、灰绿、灰白色中细大砂及粉砂、粘土质砂间夹36层砂质粘土及粘土组成。与下伏中新统呈整合接触。上第三系（N）中新统上段：岩性由灰绿、灰白、灰黄色厚层粘土夹58层细砂或粘土质砂组成。中段：岩性为灰绿色粘土和半固结及固结状灰白色泥灰岩及钙质粘土。下段：为残坡积相沉积，多呈半固结状。与下伏二叠系呈不整合接触。续表1-2-1 地质特征一览表地 层 系 统厚度（m）主要岩性界系统组古生界（P2）二叠系（P）上二叠统石千峰组 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。上石盒子组约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。下二叠统下石盒子组由砂岩、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。山西组由砂岩、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。石炭系上统太原组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。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：F1断层以东，地层走向近南北，倾角变化不大，一般在20左右。F1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4条，除F1、F2、F3三条逆断层外，其余均为正断层。断层的展布方向规律明显，除1条近南北方向的断层外，其余断层均在东西方向之间。按落差大小分：落差3050m的断层1条；落差50100m的断层2条；落差100m的断层1条。区内F1和F2两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。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。1.2.2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）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。2）基岩含、隔水层（段）（1）12煤组隔水层（段）该层段主要由泥岩、粉砂岩及14层薄层状砂岩组成。一般隔水层厚5080m。岩性致密完整，裂隙不发育，钻探揭露仅在48孔的2煤组上中砂岩发生漏水，漏水孔率占3%，该层段隔水性能较好。（2）3煤上下砂岩裂隙含水层（段） 含水层厚5.0028.50m，平均厚度17.25m。由中、细粒砂岩夹少量泥岩及粉砂岩组成。该层段砂岩裂隙程度发育不均一，钻探揭露仅在46孔发生漏水，漏水孔率占2.6%，富水性弱。（3）45煤组隔水层（段）该隔水层段主要由灰色泥岩、粉砂岩、煤层及24层细粒砂岩组成。隔水层厚3080m，一般厚度为60m，岩性致密，裂隙不发育，钻探揭露仅在12孔4煤组下砂岩漏水，漏水孔率占2%，隔水性能好。（4）6煤组顶板砂岩裂隙含水层（段） 含水层厚3.5021.00m，平均厚度9.95m，由中、细粒砂岩夹泥岩及粉砂岩组成，该层段一般裂隙不发育，钻探揭露无漏水现象。（5）8煤组顶、底板砂岩裂隙含水层（段)含水层厚3.5040.00m，平均厚度为21.43m，由浅灰色中细粒砂岩为主，夹泥岩和粉砂岩组成，裂隙不甚发育，钻探揭露时无漏水现象。据71、92两孔抽水试验资料：水位标高27.67533.564m，q=0.0080.0065L/sm。矿化度0.5373.365g/L，水质类型为HCO3K+NaCaMg、CLSO4K+Na型水。该含水层段水质差，补给水源有限，迳流条件差，富水性弱，以储存量为主。（6）8煤组下隔水层（段）隔水层厚17.2666.41m，一般30m左右，以铝质泥岩、泥岩和粉砂岩为主夹少量砂岩，裂隙不发育，钻孔揭露时无漏水现象，隔水性能较好。（7）1011煤间砂岩裂隙含水层（段）该段主要以中、细粒砂岩和砂泥岩互层夹少量泥岩和粉砂岩组成。含水层厚17.4053.96m，平均厚度为32.77m，裂隙一般不发育，富水性弱，钻孔揭露时无漏水现象。（8）11煤下隔水层（段）该段以泥岩及粉砂岩为主，隔水层厚度为7.6319.77m，平均厚度为14.49m，岩性致密完整，钻孔揭露时无漏水现象，能起一定隔水作用。（9）太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段）本井田据61孔资料，太原组厚度127.70m，由灰岩、泥岩、粉砂岩、砂岩和煤层组成。含灰岩7层，厚度52.60m，占组厚41.2%。其中L3、L4、L12层灰岩单层厚度大且分布稳定，为主要含水层段。L1灰上距112煤平均间距为14.49m，是开采112煤层时底板进水直接充水含水层（段）。灰岩岩溶裂隙发育不均一，一般浅部较发育，向深部逐渐减弱。个别孔（44）有漏水现象，漏水孔率占2.4%，据892和邻区漏水37号抽水试验资料：水位标高27.1734.599m，q=0.02860.287L/sm，富水性弱中等，水质类型为CLSO4K+Na型和SO4HCO3K+NaMg型。（10）本溪组隔水层（段） 该段以钙质、铝质和铁铝质泥岩为主，夹23层薄层状灰岩，隔水层厚度为36.72m，岩性致密完整，钻探揭露时无漏水现象，具有一定的隔水作用。（11）奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）主要由深灰色略带肉红色的白云质灰岩组成。仅有61孔揭露10.76m，裂隙较发育，据区域水文地质资料，该层段在浅部裂隙岩溶发育，富水性强。但由于远离煤系地层，对矿床开采一般无影响。3）断层的富水性及导水性本井田已查出大小断层54条，其中正断层51条，逆断层3条。断层破碎带岩性较混杂，主要以泥岩、粉砂岩及少量砂岩，挤压揉皱现象严重，但钻探揭露时均未发生漏水。断层的富水性弱，导水性差。4）各含水层的补给迳流排泄条件及其水力联系（1）第一含水层（组）地下水该层（组）上部属潜水，下部为弱承压水，两者水力联系密切。其主要补给来源是大气降水渗入，通常6、7、8月为主要补给期，另外，尚有人为蓄水渗入补给，以及灌水回渗，地下水侧向迳流等途径，但水量较少。水位动态为渗入蒸发型，水位年变幅2.1m，主要排泄途径以垂直排泄为主，及人工开采和蒸发。在涡河两岸河水与一含地下水有密切的水力联系，表现为汛期涡河水补给一含地下水，平、枯水期一含地下水补给涡河。（2）新生界第二、三含水层（组）地下水第二、三含水层组均属多层结构的承压含水层（组），以区域层间迳流补给为主，其次是在第一隔水层（组）局部变薄地段，隔水层具有弱透水性，会构成一含和二含间的越流补给关系。三含由于城市供水，使其水位持续下降，亦证明该含水层补给条件差。（3）新生界第四含水层（组）地下水该含水层组上部有隔水性良好的第三隔水层（组）存在，致使第四含水层（组）与上部地表水及一、二、三含地下水无直接水力联系。由于第四含水层（组）不发育，含水层厚度薄，分布范围小，仅在局部地段直接覆盖在煤系地层和太原组及奥陶系石灰岩之上，“四含”水不仅与煤系砂岩水有一定水力联系，而且还是沟通基岩各含水层地下水之通道。（4）二迭系主采煤（组）砂岩裂隙含水层（段）地下水本井田煤系岩层致密，砂岩裂隙不甚发育，渗透性弱，砂岩各层间均有泥岩相隔，除因导水张性断层沟通外，一般为独立含水层。主要受区域层间迳流补给。浅部露头带接受上覆新生界松散层第四含水层（组）地下水缓慢入渗补给。其补给条件差，补给源有限，富水性弱，属于以静储量为主的承压含水层。（5）太原组和奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）其地下水均属承压水，主要通过层间迳流补给以及浅部露头带接受上覆新生界松散层第四含水层（组）补给，若受断裂影响可能和煤系地层发生水力联系。5）水文地质类型在自然的条件下，新生界松散层底部泥灰岩及四含水，通过煤系基岩风化带垂直入渗进入矿坑，成为矿床主要间接充水含水层。开采3282煤层属裂隙充水矿床，水文地质条件简单；若开采112煤层属底板进水岩溶充水矿床，水文地质条件中等。故本井田应属以裂隙充水矿床为主，底板进水岩溶充水矿床为辅，水文地质条件简单中等。6）矿井涌水量预计根据精查地质报告，本矿井新生界松散层底部泥灰岩及四含水涌水量为71.76m3/h。主采煤层顶底板砂岩裂隙水涌水量为275.35m3/h。太原组石灰岩岩溶裂隙水可能突水量为495.96m3/h。地质报告特别提出，淮北各生产矿井虽然都留设一定的防水或防砂煤柱，但松散层底部含水层水仍然渗入矿坑，引起四含水位大幅度下降。因此矿井正常涌水量应加上松散层底部泥灰岩及四含这部分水量。（1）矿井正常涌水量矿井正常涌水量包括新生界松散层底部泥灰岩及四含水涌水量、主采煤层顶底板砂岩裂隙水涌水量，即71.76275.35347.11 m3/h。考虑井筒淋水及消防洒水、黄泥灌浆等生产工艺中增加的水量，确定矿井正常排水量为420m 3/h。（2）矿井最大涌水量矿井最大涌水量包括新生界松散层底部泥灰岩及四含水涌水量、主采煤层顶底板砂岩裂隙水涌水量，再加上太原组石灰岩岩溶裂隙水可能的突水量，即71.76275.35495.96843.07 m3/h。考虑井筒淋水等水量，设计确定矿井最大排水量为860m3/h。1.2.3地质勘探程度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14.49km2。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。1.3煤层特征1.3.1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、8、112等五层煤层，总厚度10.10m，占煤层总厚的44%，其中8为主要可采的较稳定煤层，总厚度10.0m；其它为不稳定的局部可采煤层。由于此次设计主要只考虑8煤组，所以下面只介绍这个煤组的一些特征。8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9.110.7m，平均10.0m，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。8煤层为较稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩、细砂岩次之，粉砂岩、细砂岩下常发育泥岩伪顶，底板一般为泥岩。可采煤层特征见表1-3-1。表1-3-1 可采煤层特征一览表煤层名称厚度（m）煤层结构稳定性顶底板岩性矸石层数结构顶板底板89.110.702简单较稳定泥岩及粉、细砂岩泥岩1.3.2煤层顶、底板主要可采煤层8煤组顶板泥岩抗压强度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。1.3.3煤质8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，低中灰、特低硫、低磷煤。煤层煤质特征见表1-3-2。表1-3-2 各煤层煤质特征一览表项目煤层8原煤精煤水分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)1.3.4瓦斯根据矿井精查地质报告提供的资料，8煤层最大甲烷含量为6.96ml/gdaf，平均含量是2.55ml/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。1.3.5煤尘及煤的自燃各煤层煤尘燃烧时均有一定长度的火焰，最大火焰长度可达250mm，一般需通入2595%的岩粉方能抑制发火。因此，各煤层煤尘均存在爆炸危险性。根据煤炭科学研究总院重庆分院煤尘爆炸性鉴定报告，8煤火焰长度65mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为75%。根据淮北矿业集团公司卫生防疫站粉尘检验报告，粉尘分散度如下：2um为46.560.5%；2um5 um为28.545%；5um10 um为510%；10um为15.5%。粉尘中游离Sio2含量煤巷为0.251.47%，岩巷为7.3712.05%。以还原样与氧化样着火点温度之差T13评价煤的自燃发火倾向，大部分样品T13在20以内。8煤层为很易自燃不自燃。综合看，8煤层属自燃煤层。根据煤炭科学研究总院重庆分院煤自燃倾向性等级鉴定报告表，8煤层T13为34，自燃倾向性分类为三类，不易自燃，最短自燃发火期为77天。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田境界及确定依据涡北矿井井田境界为：南起F4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1000m水平等高线的地面投影线。平面上呈一不规则的矩形。井田南部边界F4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。本设计只针对8号煤层。2.1.2井田尺寸井田的走向最大长度为6.98km，最小长度为5.68km，平均长度为6.30km。井田倾斜方向的最大长度为3.10km，最小长度为1.88km，平均长度为2.46 km。煤层的倾角最大为25，最小为15，井田平均水平宽度为2.30km。井田的水平面积按下式计算：S = H L式中 S井田的水平面积，m2； H井田的平均水平宽度，m； L井田的平均走向长度，m；则，井田的水平面积为：S = 2.30 6.30= 14.49（km2）井田赋存状况示意图如图2-1-1。图2-1-1 井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量2.2.1井田地质勘探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14.49km2。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。2.2.2储量计算基础1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2）根据煤炭资源地质勘探规范和煤炭工业技术政策规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分40%；3）依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石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；2.2.3矿井地质储量计算矿井可采煤层为8煤（本设计只考虑这层煤）。由于矿井井田形状规整，本区矿井储量采用网格法，将井田分为A、B、C、D、E、F六个块段（根据等高线疏密程度划分面积小块），具体分块情况见图2-2-1。根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不同储量，矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。再根据：Z=m S/cos式中 Z矿井地质储量，tS 井田块段面积，m煤层平均厚度, m 煤层的容重，1.4 t/m 各块段煤层的倾角矿井块段划分见图2-2-1。由块段划分图和公式计算得出地质储量见表2-2-1。图2-2-1 矿井块段划分示意图表2-2-1 矿井地质储量计算表块段名称倾角/面积/煤层厚度/m储量核算/Mt8#A18218647310.032.8B2578133110.012.1C25210972310.032.6D15183938510.026.7E15125548710.018.2F25467891110.072.3资源总储量194.7则矿井地质储量为：Z=194.7Mt。2.2.4矿井工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1 分配，经济基础储量、边际经济基础储量按70%、30% 分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-2-2。表2-2-2 矿井工业储量计算表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量81.77435.04640.88717.52319.47合计116.8258.41Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k其中：k=0.8（本井田地质构造中等简单，煤层赋存稳定） Zg=116.82+58.41+19.470.8=190.806Mt2.3 矿井可采储量2.3.1工业广场保护煤柱工业广场的占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-3-1。表2-3-1 工业广场占地面积指标表井型/Mta-1占地面积指标/ha0.1Mt-12.4及以上1.00.490.31.8矿井井型设计为1.5Mt/a，因此由表2-3-3可以确定本设计矿井的工业广场为0.18km2。建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程第14条和第17条规定工业广场属于级保护，需要留设15m宽的围护带。本设计选定工业广场长为450m，宽为400m。采用垂直剖面法计算工业广场压煤示意图如图2-3-1所示。图2-3-1 工业广场保护煤柱示意图2.3.2矿井设计储量矿井设计储量可按下式进行计算：Zs=Zg-P1式中 Zs 矿井设计储量；Zg 矿井工业储量； P1 断层煤柱、井田境界煤柱等永久煤柱损失量之和。井田上部边界为风氧化带，下部边界为人为边界，上下边界保护煤柱均留20 m宽。井田东西边界为落差很大的断层，东西井田边界留设50 m宽，井田范围内共有三条断层，每条断层的落差均超过10 m，根据地质报告及生产矿井实际经验，确定断层上、下盘煤柱均留设50 m宽。则永久煤柱损失量用CAD面积法求得：P1=18.3MtZs=190.806-18.3=172.506Mt2.3.3矿井设计可采储量 矿井设计可采储量可按下式进行计算：Zk=(Zs-P2)C式中 Zk 矿井设计可采储量； Zs 矿井设计储量； P2 工业广场等煤柱损失量。 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。8煤层为厚煤层，本设计按0.75计算。则用CAD面积法求得工业广场煤柱损失量为：P2=33.5MtZk=（172.506-33.5）0.75=104.255Mt 3 井田境界和储量3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井，煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力本矿井8煤层厚度大，平均厚度为10m，结构简单，赋存较稳定，具有可靠且较丰富的储量，褶曲、断层等地质构造基本查明，水文地质等开采技术条件相对较简单,并且本矿井8煤组煤种属国内稀缺的优质焦煤，市场稳定，销路好，价格高，宜适当加大开发强度，所以确定本矿井设计生产能力为1.5Mt/a。3.2.3矿井服务年限1）矿井可采储量Zk、设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系为：Zk=ATK式中 T 矿井服务年限，a；Zk 矿井可采储量，104.255Mt；A 设计生产能力，1.5Mt/a；K 矿井储量备用系数。矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。煤炭工业矿井设计规范第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.3。把数据代入得矿井服务年限：T=104.2551.51.3=53.46a符合表3-2-1煤炭工业矿井设计规范（2010年版）中规定的服务年限。2）矿井第一水平可采储量Zk1 = 70.47Mt，第一水平服务年限T1=70.471.51.3=36.14a符合表3-2-2煤炭工业矿井设计规范（2010年版）中规定的服务年限。3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1）煤层开采能力井田内8号煤层平均10.0m，为中厚煤层，赋存较稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面保产；2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，主立井采用箕斗提煤，运煤能力可以达到设计井型的要求。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线电机车运输，运输能力大，调度方便灵活；3）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范（2010年版）的要求。表3-2-1我国各类井型的矿井设计服务年限规定矿井设计生产能力 /Mta-16.0及以上3.05.050.9矿井设计服务年限 /a70605040表3-2-2我国各类井型矿井第一水平设计服务年限规定矿井设计生产能力 /Mta-16.0及以上3.05.050.9煤层倾角4515154 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2）合理确定开采水平的数目和位置；3）布置大巷及井底车场；4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设；2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产；3）合理开发国家资源，减少煤炭损失；4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态；5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。4.1.1确定井筒形式、数目、位置1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。本矿井煤层倾角为1525，平均为21，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小；地势平坦，表土层厚，因此平硐和斜井在技术上不具有可行性，只能采用立井的井筒形式。各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4-1-1。表4-1-1各井筒形式优缺点比较及适用条件井筒形式优点缺点适用条件平硐环节和设备少、系统简单、费用低工业设施简单井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用施工条件好，掘进速度快，加快建井工期煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便主提升胶带化有相当大提升能力，能满足特大型矿井的提升需要斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限通风线路长、阻力大、管线长度大斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求，风阻小，对深井开拓极为有利。井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。2）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少。（1）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；（2）井田两翼储量基本平衡；（3）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；（4）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。工业广场宜少占耕地，少压煤；（5）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，确定地面工业场地的占地面积为18公顷，形状为矩形，长为450 m，宽为400 m。4.1.3阶段划分及开采水平的确定井田主采煤层为8号煤层，煤层倾角1525，平均为21，为缓倾斜煤层；煤层基岩露头线-380 m，埋藏最深处-1000 m，垂直高度达630 m。根据煤炭工业矿井设计规范（2010年版）规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350 m，划分为两个阶段。南北走向断层F1贯穿整个井田，并且落差较大，因此宜将F1断层之上沿-700 m划分为一个阶段，且布置第一水平。标高在-700 m以下的部分划分为二阶段，布置一个或两个水平。4.1.4主要开拓巷道本矿8号煤层顶底板均为泥岩，煤的硬度小，裂隙非常发育，而大巷的服务年限较长，因此不适宜将大巷布置在煤层中，应该选用岩石大巷。根据采矿工程设计手册（2010年版）岩石大巷以布置在距煤层底板1030 m的岩性好的岩层中。距8煤层底板30 m处为细砂岩，围岩岩性好，适合将大巷布置在这一层位。岩石大巷优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓；可不留（或少留）护巷煤柱，煤的损失少；安全条件好。在煤层底板中布置两条大巷，分别为轨道大巷和运输大巷。4.1.5矿井开拓延深本矿井开拓延深可考虑以下二种方案：立井直接延深；暗斜井延深。立井直接延深：采用双立井延深时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延深时，原有井筒同时担任生产和延深任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延深两个井筒施工组织复杂，为延深井筒需要掘进一些临时工程，延深后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延深：采用两个暗斜井延深时，暗斜井主井内铺设胶带输送机，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延深相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.6方案比较1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井两水平开拓上山开采，暗斜井延深。主、副井均为立井，第一水平设在-700 m，上下山开采；第二水平采用暗斜井延深至-1000 m，上山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。如图4-1-1。方案二：立井两水平开拓上山开采，立井直接延深。主、副井均为立井，第一水平设在-700 m，上下山开采；第二水平采用立井直接延深至-1000 m，上山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。如图4-1-2。方案三：立井两水平开拓上下山开采，暗斜井延深。主、副井均为立井，第一水平设在-650 m，上山开采；第二水平设在-850 m，采用上下山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。如图4-1-3。方案四：立井两水平开拓上下山开采，立井直接延深。主、副井均为立井，第一水平设在-650 m，上山开采；第二水平设在-850 m，采用上下山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。如图4-1-4。 图4-1-1 立井两水平开拓上山开采，暗斜井延深图4-1-2 立井两水平开拓上山开采，立井直接延深图4-1-3 立井两水平开拓上下山开采，暗斜井延深图4-1-4 立井两水平开拓上下山开采，立井直接延深2）开拓方案粗略经济比较四个方案粗略估算的费用分别见表4-1-2、表4-1-3、表4-1-4、表4-1-5。表4-1-2 方案一粗略估算费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段40.4219722887.67691662.634基岩段32.8102187335.1734斜井段103.142656439.7834副井开凿表土段40.4240792972.79971770.949基岩段32.8109258358.3662斜井段103.142656439.7834井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩巷32.731851104.1528104.1528小计/万元3956.476生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元立井提升1.28019.60.7321.611271.09暗斜井提升1.22598.81.0310.421350.425石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.28019.60.3270.41258.76小计/万元13880.28合计/万元17836.75表4-1-3 方案二粗略估算费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段40.4219722887.67691478.318基岩段57.8102187590.6409副井开凿表土段40.4240792972.79971604.311基岩段57.8109258631.5112井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩巷32.731851104.1528104.1528二水平石门岩巷71.431851227.4161227.4161小计/万元3832.938生产费用立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.25420.80.7321.67618.567第二水平1.22598.81.0321.65149.465石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.25420.80.3270.4850.8441二水平石门1.22598.80.7140.4890.6779小计/万元14509.55合计/万元18342.49表4-1-4 方案三粗略估算费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段40.4219722887.67691457.125基岩段27.8102187284.0799斜井段66.942656285.3686副井开凿表土段40.4240792972.79971561.906基岩段27.8109258303.7372斜井段66.942656285.3686井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩巷5031851159.255159.255小计/万元3597.026生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元立井提升1.28019.620.6821.610501.21暗斜井提升1.23265.220.6690.421100.954石门运输系数煤量/万t平均运距基价/元费用/万元一水平石门1.28019.620.50.41924.709小计/万元13526.87合计/万元17123.9表4-1-5方案四粗略估算费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段40.4219722887.67691376.131基岩段47.8102187488.4539副井开凿表土段40.4240792972.79971495.053基岩段47.8109258522.2532井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩巷5031851159.255159.255二水平石门岩巷19.33185161.4724361.47243小计/万元3510.651生产费用立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.24754.40.7321.66682.024第二水平1.23265.221.0321.66469.838石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.24754.40.3270.4746.2506二水平石门1.23265.220.7140.41119.056小计/万元15017.17合计/万元18527.82四种方案的粗略经济比较汇总见表4-1-6。表4-1-6开拓方案粗略经济比较汇总表方案一方案二方案三方案四两水平开拓上山暗斜井延深两水平开拓上山直接延深两水平开拓上下山暗斜井延深两水平开拓上下山直接延深3956.483832.943597.033510.6513880.2814509.5513526.8715017.1717836.7618342.4917123.918527.82100102.8100108.2方案一与方案二的区别在于第二水平采用立井延深还是暗斜井延深，两方案比较：采用立井提升优点是提升能力达，矿井延深在条件允许时，增加的设备较少，但施工条件差，施工速度慢，开拓维护费用高；采用斜井提升时，施工速度快，费用低，但需要与暗斜井配套的设备、人员，考虑到方案一减少了运煤环节，减少了运输距离，胶带运输适用倾角不大的暗斜井。方案一优于方案二，同理方案三优于方案四。3）详细经济比较方案一比方案三费用高出4.2%，需进行详细经济比较，从而选择最佳方案。一、三方案详细经济比较表分别见表4-1-7、表4-1-8，费用汇总见表4-1-9。表4-1-7方案一详细费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井开凿表土段40.4219722887.67691222.85基岩段32.8102187335.1734副井开凿表土段40.4240792972.79971331.166基岩段32.8109258358.3662井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩巷32.731851104.1528104.1528小计/万元3076.909后期基建费用主井开凿斜井段103.142656439.7834439.7834副井开凿斜井段103.142656439.7834439.7834上山开凿岩巷87.741556364.4461364.4461小计/万元1244.013生产费用系数煤量/万t提升高度基价/元费用/万元立井提升1.28019.620.7321.611271.09暗斜井提升1.22598.851.0310.421350.425上山运输1.221530.4850.52651.5839石门运输系数煤量/万t平均运距基价/元费用/万元一水平石门1.28019.620.3270.41258.76大巷维护大巷数大巷长度服务年限基价/元费用/万元2340012.726.8231.4448小计/万元14763.31合计19084.23表4-1-8方案三详细费用表数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井开凿表土段40.4219722887.67691171.757基岩段27.8102187284.0799副井开凿表土段40.4240792972.79971276.537基岩段27.8109258303.7372井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩巷5031851159.255159.255小计/万元3026.289后期基建费用主井开凿斜井段66.942656285.3686285.3686副井开凿斜井段66.942656285.3686285.3686下山开凿岩巷87.742656374.0931374.0931小计/万元944.8304生产费用系数煤量/万t提升高度基价/元费用/万元立井提升1.28019.620.6821.610501.21暗斜井提升1.23265.220.6690.421100.954下山运输1.221530.4850.52651.5839石门运输系数煤量/万t平均运距基价/元费用/万元一水平石门1.28019.620.50.41924.709大巷维护大巷数大巷长度服务年限基价/元费用/万元2340012.726.8231.4448小计/万元14409.9合计18381.02表4-1-9开拓方案详细经济比较汇总表方案方案一方案三名称两水平开拓上山暗斜井延深两水平开拓上下山暗斜井延深项目 费用（万元） 百分比（%）费用（万元）百分比（%）初期基建费用3076.91101.73026.29100后期基建费用1244.01131.7944.83100生产费用14763.31102.514409.9100总费用19084.23103.818381.02100由对比结果可知方案一比方案三相比总费用多3.8%。但从技术方面考虑：排水：上山开采时，采区内的涌水可直接流入井底水仓，一次排至地面，排水系统简单，下山开采却要多掘排水硐室和排水设备，费用较高，如果排水系统发生故障，将影响下山采区的生产；掘进：下山掘井期间的装载、运输等工序比上山掘进复杂，掘进数度慢、效率低、成本高，而且要比上山采取更多的安全措施，特别是防止跑车事故的发生；通风：考虑到本矿井进入深部开采时，瓦斯涌出量会增大的现象，采用上山开采新鲜风流向上流动，阻力小，且可采用两进一回的通风方式。下山开采在不增加新的回风下山的情况下只能是一进一回，通风能力小，且新鲜风流向下流动，阻力大，两下山间风压差大，容易漏发，不利于矿井瓦斯的排放。总体来看，上山开采在生产技术方面较下山开采优越的多，采用方案一更安全可靠，保证本矿井的安全高效生产，而且有利于矿井将来发展。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由上一节确定的开拓方案可知第一水平主、副井均为立井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井具有服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此主井、副井及风井均采用圆形断面。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5 m，净断面积33.18 m，井筒内装备一对16 t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4-2-1，主要参数见表4-2-1。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.2 m，净断面积40.71 m，井筒内装备一对1 t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1 t矿车双层四车宽罐笼，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面如图4-2-2主要参数见表4-2-2。3）风井风井采用圆形断面，井筒净直径6 m，净断面28.27 m，表土段采用冻结法施工，井壁厚度400 mm，风井断面如图4-2-3，主要参数见表4-2-3。4）暗斜井主副暗斜井均采用直墙半圆拱断面，锚喷支护。4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业矿井设计规范（2010年版）4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：（1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场；（2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调；（3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场；（4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据上述矿井开拓方式及煤炭工业矿井设计规范（2010年版）4.2.1之规定，确定本矿井底车场采用卧式环形井底车场，大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用电机车牵引矿车，井底车场布如图4-2-6。2）硐室（1）主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为4798.08 t，所以需要煤仓容量为959.6 t，设置一个直径为5 m，有效装煤高度18 m的倾斜煤仓，总容量约712 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。（2）副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。煤矿安全规程（2010年版）第二百八十条规定：正常涌水量在1000 m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常用水量。矿井正常涌水量为250 m3/h，最大涌水量为280 m3/h，所需水仓的容量为：Q0 = 2808 = 2240 m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=SL式中 Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.15 m2；L水仓长度，279.76 m。则有：Q = 8.15279.76 = 2280 m3由上式计算得知：Q Q0，故设计的水仓容量满足要求。（3）其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。 图4-2-1 主井井筒断面表4-2-1主井井筒主要参数特征表井型1.5 Mt/a提升容器两套16 t箕斗带平衡锤井筒直径6.5 m井深750 m净断面积33.18 m2井筒支护混凝土井壁厚450 mm充填混凝土厚50 mm基岩段毛断面积44.18 m2表土段毛断面积44.18 m2图4-2-2 副井井筒断面表4-2-2副井井筒主要参数特征表井型1.5 Mt/a提升容器一对1 t矿车双层四车窄罐笼一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井筒直径7.2 m井深741 m净断面积40.71 m2井筒支护混凝土井壁厚500 mm表土段井壁厚50 mm基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积78.54 m2图4-2-3 风井井筒断面表4-2-3风井井筒主要参数特征表1井型1.5 Mt/a2井筒直径6.0 m3井深428 m4净断面积28.27 m25基岩段毛断面积36.32 m26表土段毛断面积50.26 m2图4-2-4 主暗斜井井筒断面图4-2-5 副暗斜井井筒断面4.2.3主要开拓巷道1）运输大巷此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，采用蓄电池式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修。断面需要满足一定的要求，不设专用人行道。运输大巷宽度可由下式计算：B1=B+d1+d2+d3+c式中 B1运输大巷宽度，mm；B输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道取800 mm，采区巷道一般取300500 mm；d1胶带输送机宽度，d11400+120=1520 mm；d2蓄电池式电机车的宽度，d21060 mm；d3蓄电池式电机车与皮带机间距，d3310 mm；c矿车与巷壁距离，取910 mm。B1=800+1520+1060+310+910 = 4600 mm运输大巷的断面和特征表如图4-2-6，运输石门选用的断面与运输大巷相同。2）辅助运输大巷辅助运输大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道。B2=a+b+d1+d2+c式中 B2轨道大巷宽度，mm；a人行道宽度，取1300 mm；b车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580 mm，采区巷道一般取300500mm，本断面取610 mm；d1、d2蓄电池式电机车的宽度，d1d21060 mm；c蓄电池式电机车的间距，630 mm。B2 = 1300+610+1060+1060+630 = 4660 mm轨道大巷的断面和特征表如图4-2-7，回风石门选用的断面与运输大巷相同。 图4-2-6 运输大巷断面 图4-2-7 轨道大巷断面5 准备方式采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采区东一采区位于井田东翼，F1断层东部，F2断层北部。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为8号煤层，煤层结构简单，赋存稳定，黑色，粉末状碎块状，黑色条痕，玻璃油质光泽，半亮光亮型，局部含少量黄铁矿颗粒。硬度f = 2.3，不规则断口，内生裂隙发育，性脆易碎。煤的工业牌号为31，煤层平均厚度10.0 m，煤层平均倾角18。煤的容重1.40 t/m3。采区的相对瓦斯涌出量6.77 m3/t，绝对瓦斯涌出量21.3 m3/min，该采区属于低瓦斯采区。本采区煤尘具爆炸危险性，煤尘爆炸性指数在25%左右；煤层无自燃发火倾向；地压显现不明显。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况基本顶为细中砂岩，最小厚度18.04 m，最大厚度23.05 m，平均厚度21.17 m，浅灰灰白色，中厚层状。以石英、长石为主，硅、铁胶结，裂隙发育。直接顶为粉砂质泥岩，厚度0.922.61 m，平均1.86 m，浅灰灰白色，层状，垂直裂隙发育。直接底为泥岩，1.695.28 m，平均3.5 m，灰深灰色中厚层状，泥质结构、断口较平坦，含植物根茎化石。基本底为砂岩，57.75 m，平均6.60 m，浅灰灰白色，中厚层状细 中粒砂岩。以石英、长石为主，硅、铁胶结，垂直裂隙发育。5.1.4水文地质采区内水文地质情况简单。回采上限距三隔泥灰岩底界72.0 m，主要水源为8煤组顶、底板砂岩裂隙水。施工过程中可能出现顶板淋水及短时间的出水现象。掘进正常涌水量为40 m3/h，最大涌水量50 m3/h。工作面正常涌水量100 m3/h，最大涌水量120 m3/h。5.1.5主要地质构造采区内地质构造简单，煤层平均倾角18。采区西部边界为F1断层，该断层为贯穿整个井田走向的正断层。落差在66250 m，倾角为3075，采区南部边界为F2断层，该断层为贯穿整个井田倾向的正断层。落差在90310 m，倾角为4070。5.1.6地表情况采区内对应地面零星分布几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施，地面无河流。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区范围及区段划分首采区北部、西部和南部均以断层保护煤柱为界，东部以井田边界保护煤柱为界。南邻东五采区，西临东三采区。该采区南北走向平均长约2025m，东西倾向平均长约575 m。采区内沿倾向划分为四个区段，区段平均斜长250 m左右。5.2.2煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱以及一水平大巷位于东一采区内的大巷保护煤柱。采区边界煤柱南、北、西各留设50 m保护煤柱，东部边界留设20 m保护煤柱。运输大巷和轨道大巷布置在煤层底板岩层中，水平间距30 m，大巷左右各留20 m的保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中，水平间距25 m，外侧各留设20 m保护煤柱。各区段巷道采用双巷掘进的方法，留10m宽的煤柱。5.2.3采煤方法及首采工作面工作面长度的确定首采区煤层平均厚度为10.0 m，倾角18，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤走向长壁采煤法，确定工作面割煤高度为3.0 m，放煤高度7.0 m，工作面采放比为1:2.3，放煤步距1.2 m。首采工作面宽160m，长950 m。5.2.4确定采区各种巷道的尺寸、支护方式1）准备巷道（1）尺寸采区准备巷道均采用直墙半圆拱断面，巷道净宽4040 mm，直墙高均为1600 mm。 （2）支护方式采用锚喷支护，喷射厚度100 mm，锚杆间排距800800 mm。2）回采巷道（1）尺寸区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风需要，确定区段运输平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm。（2）支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。区段巷道的断面参数见第六章第二节。5.2.5采区巷道的联络方式由于矿井采用中央并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输任务，运输大巷承担着煤炭运输和回风任务。通过采区下部车场与轨道上山和运输上山相连接。在采区内部，同一区段的两个工作面各设溜煤眼。5.2.6采区接替顺序采区采用两翼开采，在开采区段一翼的同时准备另一翼。采区内工作面的接替顺序见表5-2-1。表5-2-1工作面接替顺序工作面810181028103810481058106接替顺序1234565.2.7采区生产系统采用后退式开采，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式具有风流系统简单，漏风小的优点。1）运煤系统29工作面27区段运输平巷22溜煤眼32采区运输上山19采区煤仓17运输大巷8采区运输石门17运输大巷7井底煤仓1主井地面。2）运料系统地面2副井14轨道石门16轨道大巷12采区轨道石门16轨道大巷18采区下部车场31采区轨道上山23采区上部车场28区段回风平巷29工作面。3）通风系统地面2副井14轨道石门16轨道大巷12采区轨道石门16轨道大巷18采区下部车场31采区轨道上山21采区中部车场28区段回风平巷26联络巷27区段运输平巷29工作面。29工作面28区段回风平巷23采区上部车场32采区运输上山17运输大巷8采区运输石门17运输大巷15运输石门3中央风井。4）排矸系统29工作面28区段回风平巷23采区上部车场31采区轨道上山18采区下部车场16轨道大巷14轨道石门2副井地面。5）供电系统地面变电站2副井10中央变电所15运输石门17运输大巷32采区运输上山27区段运输平巷29工作面。6）排水系统29工作面27区段运输平巷31采区轨道上山16轨道大巷14轨道石门9水仓2副井地面。5.2.8采区内巷道掘进方法采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，选用EL-90型掘进机、ES-650型转载机、SSJ650/222（SJ-44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD40P型）带式输送机、JD11-4调度绞车、JBT-52-2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。5.2.9采区生产能力及采出率1）采区生产能力由于综放工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。工作制度采用“三八”制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.6 m，往返一次割两刀，两刀一放，即一个循环，每天两个循环。2）综放工作面的生产能力，按下式计算：A=LBMC4330式中 A工作面生产能力，Mt/a；L工作面长度，m；M煤层厚度，m； B采煤机截深，m； 煤层容重，t/m3； C综采工作面回采率，取C0.85。A = 1600.6101.40.854330= 1.51 Mt/a3）采区生产能力AB=k1k2A式中 AB采区生产能力； k1 采区掘进出煤系数，取k1=1.1； k2 工作面间产量不均衡系数，同采的工作面个数为1，故k2=1； A 工作面生产能力，1.42 Mt/a。AB =1.111.51=1.661Mt/a矿井设计井型1.50 Mt/a，采区生产能力1.661 Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。4）采区采出率采区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，其中包括工作面回采落煤损失、区段隔离煤柱损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此采区实际采出煤量低于采区工业储量。采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：采区采出率=（采区工业储量-开采损失）/采区工业储量100%东一采区工业储量为：18.8Mt。开采损失包括以下损失：（1）边界煤柱 P1=1.05Mt（2）上山煤柱损失由前面章节可知上山间距为25 m，上山两侧煤柱各宽20 m，即上山保护煤柱的总宽度为65 m。P2=0.89Mt（3）区段煤柱损失P3=0.31Mt采区煤炭总损失为：P=P+PiP=(18.8-1.05-0.89-0.31)(1-0.85)=2.38Mt式中 P工作面落煤损失P=2.38+1.05+0.89+0.31=4.63 Mt则采区采出率 =（18.8-4.63）/18.8100%= 75.4%根据煤炭工业设计规范（2010年版）规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为0.754，符合规定。5.3采区车场选型设计1）上部车场：按轨道上山与区段回风平巷或回风石门的连接方式不同，上部车场包括平车场、甩车场和转盘车场三类。甩车场的绞车房布置在回风平巷标高以上，上部多为松软风化带，绞车房维护困难，绞车房有一段下行风，通风条件差。转盘车场通过能力小，工人劳动量大，是应用最少的上部车场形式。平车场通过能力大，调车方便，绞车房维护容易，应用较多。本设计选用逆向平车场。2）中部车场：中部车场一般为甩车场，包括甩入石门式、甩入绕道式、甩入平巷式三种形式。本设计选用甩入平巷式。3）下部车场：下部车场包括大巷装车式、绕道装车式、石门装车式三种形式。本设计中设计了运输大巷，运输大巷选用皮带运输，为了减少运输环节，增加可靠性，采区设置了采区煤仓。采取下部车场选用大巷装车式。煤通过采区煤仓进入运输大巷。6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为8号煤层，平均厚度10.0 m，煤层倾角平均18，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为f = 2.3，煤的容重为1.40 t/m3。煤层直接顶为粉砂质泥岩，平均厚1.86 m，浅灰灰白色，层状，局部为粗砂岩，垂直裂隙发育。基本顶为细中砂岩，平均厚21.17 m，浅灰灰白色，中厚层状，细中粒砂岩。直接底为泥岩，平均厚3.5 m，灰深灰色中厚层状。基本底为砂岩，平均厚度6.60 m ，浅灰灰白色，中厚层状细中粒砂岩。采区绝对瓦斯涌出量为21.3 m3/min，煤层无自燃发火倾向性，煤尘有爆炸危险性。采区正常涌水量为190 m3/h，最大涌水量为210 m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺和放顶煤回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1）分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93%97%以上；缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2）放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸石界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。比较上述两种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤回采工艺较合理。结合矿井实际条件，厚度比较大，故确定工作面采用放顶煤回采工艺。6.1.3回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；首采工作面宽160 m，长950 m；煤厚10.0 m，工作面割煤高度为3.0 m，放煤高度7.0 m，工作面采放比为1:2.3。工作面布置两条平巷断面均为5.0 m宽，3.5 m高。采用双巷掘进留设10m的煤柱。6.1.4回采工艺及设备1）落煤方式（1）割煤方式：双向往返割煤（2）进刀方式：端部斜切进刀割三角煤（3）进刀过程：a.斜切进刀：采煤机割煤至机头（机尾）后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上（下）关系后反向运行，利用输送机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。b.推移输送机机头（机尾）：将输送机机头（机尾）推近煤壁。c.回刀：再次调换两个滚筒的上下位置，向机头（机尾）方向割三角煤直至输送机机头（机尾）。d.下行（上行）割煤：完成进刀、割完三角煤后，再一次调整煤机滚筒的上下位置关系，从工作面一端向另一端割煤，直至另一端头。以机头处进刀为例，其进刀过程如图6.1.1。（4）放煤放煤顺序自下而上，低位双轮顺序放煤法，根据煤的粒度和流量大小，用插板调节放煤口大小，见矸封口及时关闭插板。根据经验公式确定放煤步距：d=(0.150.21)h式中 d估算放煤步距，m； h放煤口以上的煤层厚度，m。则h = d/(0.150.21)，分别取d1 = 0.6m，d2 = 1.2m；h1 = d1/(0.150.21) = 0.6/(0.150.21) = 42.4 mh2 = d2/(0.150.21) = 1.2/(0.150.21) = 10.677.62 m由上式可得，最适宜煤层厚度为：H1=h1+a+b式中 H1最适宜煤层厚度，m； a放煤口高度，取0.3 m； b刮板输送机高度，取0.15 m。则一刀一放最适宜煤层厚度为：H1 = (2.44)+0.3+0.15=(2.854.45) m两刀一放最适宜放煤步距为：H2 = (7.6210.67) +0.3+0.15=(8.0711.12) m由于煤层平均厚度为10.0m，故选用两刀一放的放煤方式。采用两刀一放，低位双轮顺序放煤法，利用采场压力，反复支撑、摆动尾梁松动顶煤。每个放煤口打开两次将煤放完，每次均匀放出顶煤的1/2。第二次打开放煤口放煤见到顶板矸石时，要立即关闭插板停止放煤。2）装运煤机组滚筒旋转割煤的同时，利用螺旋叶片自动把煤装入刮板输送机，余煤由铲煤板随推移前输送机铲入输送机；放顶煤时落煤自装，余煤由铲煤板随推移后输送机铲入输送机。区段运输平巷后段铺设一部转载机和一部破碎机，前段铺设一部可伸缩胶带输送机运煤。图6-1-1 端部斜切进刀割三角煤进刀3）设备选型工作面选用MXA-300/3.2型采煤机，前后刮板输送机均选用SGZ764/500型刮板输送机，平巷内选用SZZ830/200型转载机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5200型胶带输送机。采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机特征见表6-1-1、表6-1-2、表6-1-3、表6-1-4，胶带输送机技术特征见第七章表7-2-1。表6-1-1 MXA-300/3.2型采煤机技术特征项目名称单 位参 数采高范围m1.73.2适应工作面倾角 40适应煤质硬度f 4机面高度mm1400牵引速度m/min08.35牵引方式销轮齿轨无链卧底量mm250滚筒直径m1.6截深mm656降尘方式内、外喷雾装机功率kW300最大不可拆卸件尺寸mm36051182211/2.07机器重量t39.2表6-1-2 SGZ764/500型刮板输送机技术特征项 目单 位参 数生产能力t/h900设计长度m250电机功率kW2250链 速m/s0.93表6-1-3 SZZ830/200型转载机技术特征项 目单 位参 数输送能力t/h1500出厂长度m50.4电机功率kW200链 速m/s1.44中部槽尺寸mm1500830260表6-1-4 LPS-1500型破碎机技术特征项 目单 位参 数通过能力t/h1500最大输入块度mm1000500电机功率kW160最大输出块度mm300整机总重t216.1.5回采工作面支护方式1）支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照实际使用情况，工作面中部支架选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤液压支架，工作面端头支架选用ZT7500/18/36型液压支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架134架，端头架3架，共计140架，支架技术特征见表6-1-5、表6-1-6。表6-1-5基本液压支架技术特征项 目单 位参 数型 号ZFS6200/18/35支撑高度m1.83.5支架宽度m1.411.58中心距m1.50初撑力kN5232工作阻力kN6200支护强度MPa0.80.86支架重量t21.695底板比压MPa1.9操作方式本邻架控制型式支撑掩护式表6-1-6端头液压支架技术特征项 目单 位参 数型 号ZT7500/18/36支撑高度m1.843.59支架宽度m1.491.66中心距m1.5初撑力kN53806030工作阻力kN7500支护强度MPa0.55底板比压MPa0.720.8组合形式偏置型式支撑掩护式2）支架高度的确定（1）最大高度：Hmax=Mmax+S1式中 Hmax支架最大支护高度，m； Mmax煤层最大采高，m； S1伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2m。Hmax= 3.2 + 0.2= 3.4 m（2）最小高度Hmin=Mmin- S2-a-b式中 Hmin支架最小支护高度，m； hmin煤层最小采高，m； S2顶板最大下沉量，取200 mm； a支架移架所需最小下降量，取50 mm; b浮煤厚度，取50 mm。Hmin = 50.05 =2.2 m3）支架支护强度的验算支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度p按工作面最大采高的48倍进行计算。为了保证安全计算中采用较大倍数8，则上覆岩层所需的支护强度按下式计算。P=8gMcos10-3式中 M工作面最大采高，3.0 m；顶板岩石体积质量，2.7 t/m3； 煤层倾角，min=15。P= 832.710-39.8cos15=0.635 MPa经计算，P不大于支架支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。4）支架初撑力的验算根据综采生产管理手册（1994年版）规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的70%80%，取70%，初撑力P0为：P0 = 620070% = 4340 kN由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为5232 kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。5）移架方式追机顺序移架，移架步距0.6 m。煤机上滚筒割煤后必须及时伸出支架的伸缩前梁支护顶板，确保端面距不大于340 mm；移架滞后煤机滚筒35 m。6）推移刮板输送机滞后采煤机1015 m推移刮板输送机，工作面顺序逐架推移刮板输送机，推移步距为60050 mm，确保工作面运输机成一直线；当采煤机到工作面运输机头后，先向上返刀直至煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处运输机移至煤壁。机尾输送机推移方式与机头处相同。6.1.6端头支护及超前支护方式1）端头支护 工作面上、下端头各使用三架端头支架：型号ZT7500/18/36，支架初撑力53806030 kN，工作阻力72307500 kN。2）超前支护（1）超前支护的范围及方法两巷自工作面煤壁向外030 m范围内必须超前支护，采用DZ35-20/110Q型单体液压支柱配合HDJA-1200型金属铰接顶梁架设。棚间距1200 mm。每棚三根单体支柱。平巷两帮单体支柱距煤壁均为400 mm，区段运输平巷内中部单体支柱距实体煤侧2250 mm，区段回风平巷中部支柱距实体煤侧3000 mm。另外要根据两巷压力及巷道支护情况，可扩大超前管理范围，如巷道断面或腰帮过顶质量不符合安全生产要求时可以采取套棚、撕帮的形式超前支护。（2）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。要上好保险绳并将单体支柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人；超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道；当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人；当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业；在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长、安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件必须码放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角 7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的1/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架、咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。3）推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜、凹溜和局部起伏过大等现象。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移刮板输送机。4）清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后推移刮板输送机10个架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。5）对工作面端头支架支护的管理工作面两端头各布置3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。（1）端头支架必须达到初撑力；（2）端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起；（3）当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机。6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7）提高块率、保证煤质的措施（1）在各转载点落煤处加设缓冲装置；（2）在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在5 m/min左右；（3）破碎机锤头高度保持在150200 mm之间；（4）机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶；（5）停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施；（6）在顺槽皮带机头处加设除铁器；（7）各级运输机司机严格把关,禁止杂物（板皮 、木料）进入运煤系统。8）顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8回采工作面正规循环作业1）综采工作面生产组织劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织移架、推移输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面采用综采放顶煤，割煤高度3.0 m放煤高度7.0 m，循环进度为0.6 m，两刀一放两轮间隔放顶煤，循环进度1.2 m，每日二循环。采用“三八”制作业，两采一准，两班割煤、放煤、一班检修，均执行现场交接班制，每班有效工时为6 h。组织方式为分段追机作业。正规循环作业图表，见工作面层面图，劳动组织配备表见表6-1-7。2）技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q= LSMPC式中 Q循环产量，t； L工作面倾斜长度，m； S循环进尺，1.2 m； M采高，10.0 m； P煤的容重，1.40 t/m3 ； C工作面可采范围内回采率，85%。则循环产量：Q=1601.210.01.400.85 =2284.8t日产量 ：Q日循环数=2284.82 = 4569.6 t3）工作面成本（1）工作面工人效率=工作面日产量/在册人数=4569.6 /83=55.1 t/工（2）工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。设备折旧费C1设备折旧费C1=（固定资产原值总和-设备残值）/（使用年限）各种设备的年折旧费见表6-1-8工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。人均工资每工200元，工效为55.1 t/工，工资费C2为：C2=200/55.1=3.63 元/t材料费C3材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其它材料费用，综采面材料费C3一般为8.0元/t。表6-1-7劳动组织配备表工种班次定员生产一班生产二班检修班班长3339采煤机司机2226刮板输送机司机2226转载机司机1113泵站司机1113胶带输送机司机3328端头维护工3328清煤工2224支架工44411放煤工2204电工1157运料工2246验收员1113合计27272983表6-1-8设备年折旧费用表设备名称型 号数目折旧费（元/t）基本支架ZFS6200/18/351070.536端头支架ZT7500/18/3660.450采煤机MXA-300/3.210.236刮板输送机SGZ764/50020.578转载机SZZ830/20010.546破碎机LPS-150010.614可伸缩带式输送机SSJ-1200/520020.161乳化液泵EHP-3K20040.134采煤机喷雾泵EHP-3K30020.132隔爆移动变电站KSGBY-1250/6/11410.163单体液压支柱DZ-28/DZ-351400.104合计-91.98电费C4a、动力用电消耗动力电耗电机容量总和循环开动小时数负荷系数/循环产量循环开动小时数取1.7 h。电机总容量6500 kW。吨煤动力用电消耗650011.70.9/2399.044.14 kWh/tb、照明用电消耗照明用电消耗=照明用电总功率循环照明小时数/循环产量照明用电消耗总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取200 kW。吨煤照明用电消耗20012/2399.041.0 kWh/t。c、电费总消耗吨煤电费单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗）单价取0.45元/kWh。吨煤电费0.45（4.17+1.0）=2.33 元/t工作面吨煤成本C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费C4 =91.98+3.63+8.00+2.33 =106 元/t工作面主要技术经济指标见表6-1-9。表6-1-9工作面主要技术经济指标序号项 目单位数量1工作面长度m1602采煤厚度m10.03煤层倾角（）184割煤高度m3.05放煤高度m7.06煤层容重t/m31.407采放比1:2.38循环进度m1.29日循环个数个210吨煤成本元10611月产量t13708812日产量t4569.613日出勤人数个8314直接工效t/工55.115回采率%8516工作制度三 八 制6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面生产能力为1.5 Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段运输平巷布置胶带输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助运输兼回风。采用滚筒采煤机割煤，综掘机掘进区段平巷的机械化掘进方式。6.2.2回采巷道参数1）巷道参数区段巷道断面均为5.0 m宽，3.5 m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，皮带平巷布置1200 mm宽的皮带运煤，运输平巷布置排水管路和动力电缆。2）支护各平巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3 m，高为3.65 m，设计掘进断面为和18.55 m2，净断面为17.5 m2。区段运输平巷和区段回风平巷支护断面图如图6-2-1和6-2-2。（1）顶板支护锚杆形式和规格：杆体为左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.4米，杆尾螺纹为M22，规格型号20-M22-2400。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，钻孔直径为28 mm，锚固长度为1300 mm。钢筋托梁规格：采用16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.8 m，规格型号为16-4800-100-6。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1 m。锚杆布置：锚杆排距1.0 m，每排7根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250 mm。图6-2-1 区段运输平巷断面图锚索：单根钢绞线，15.24 mm，长度6.8.m，加长锚固。锚索矩形布置，每排2根，排距3 m，间距2.0 m，距帮1.65 m。（2）巷帮支护锚杆形式和规格：平巷两侧均采用20 mm圆钢锚杆，长度2.4 m，杆尾螺纹为M22，规格型号为20-M22-2400。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690 mm。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1201206 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为20030050 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10。网片规格：平巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮, 规格型号：5050 mm、3.01.1 m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂塑料编织网护帮，不采用金属网。图6-2-2 区段轨道平巷断面图锚杆布置：锚杆排距1.0 m，每帮每排4根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板100 mm。起锚高度200 mm，起锚锚杆与水平线成10。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。7 井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1-1。表7-1-1井下运输设计的原始条件和数据序 号项 目单 位参 数1设计生产能力Mta-11.502工 作 制 度三八制3日净提升时间h164年 工 作 日d3305煤层平均厚度m10.06煤层平均倾角187煤 的 容 重t/m31.408相对瓦斯涌出量m3/t6.779矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性具爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量首采区首采工作面区段平巷运距950 m，运输上山最大运距624 m，大巷运距1910 m，石门运距840 m故从工作面到井底车场的最大运距为4249 m。首采区内布置一个采煤工作面、两个掘进工作面即可保产，综采放顶煤工作面日产量4569.6t，掘进面日产量512.1 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。7.1.3矿井运输系统1）运输方式（1）运煤：由于矿井井型较大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且运输距离较远，故采用带式输送机运煤。（2）辅助运输：轨道大巷采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.1-6A型1 t固定箱式矿车，电机车选用XK5-6/132-KBT型蓄电池式电机车，其性能参数见表7-3-2和表7-3-3。工作面所需材料采用1 t固定箱式矿车运输，由无极绳绞车牵引。2）运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。（1）运煤系统工作面区段运输平巷溜煤眼采区运输上、下山采区煤仓采区运输大巷采区运输石门运输大巷运输石门井底煤仓主井地面。（2）运料系统地面副井轨道石门轨道大巷采区轨道石门采区轨道大巷采区下部车场采区轨道上、下山采区上部车场区段轨道平巷工作面。（3）人员运送系统地面副井井底车场换乘站轨道石门轨道大巷采区轨道石门采区轨道大巷采区轨道上、下山各工作地点。（4）排矸系统工作面区段轨道平巷采区上部车场采区轨道上、下山采区下部车场采区轨道大巷采区轨道石门轨道大巷轨道石门副井地面。7.2采区运输设备选择7.2.1设备选型原则1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否经济合理等。7.2.2采区运输设备的选型1）设备选型 工作面选用MXA-300/3.2型采煤机，前后刮板输送机均选用SGZ764/500型刮板输送机，平巷内选用SZZ830/200型转载机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5200型胶带输送机。轨道上山选用JTB21.5-30提升绞车，运输上山倾角在18左右，胶带输送机下运倾角最大为16，故不适宜选用普通胶带输送机。本设计选用山东济宁旭光机械制造厂生产的深槽系列胶带输送机，其性能参数见表7.2.1。2）运输能力验算长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为765.4 t/h，工作面刮板运输机生产能力为900 t/h，转载机的生产能力为1500 t/h，破碎机通过能力为1500 t/h，平巷胶带输送机通过能力为1800 t/h，采区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。3）采区上山提升绞车选型（1）提升循环时间T=3.6Tbnq/（kAb）式中 T最大提升循环时间，s； Tb每班提升工作小时数，h； n一次提升串车数，辆； q矿车装载质量，kg； Ab最大班提升量，根据矿上实际情况，取314 t； k提升不均衡系数，取1.2。T=3.6681000/1.2/314=458.6 s（2） 需要的提升速度为： 式中 L1提升距离，取624 m。vm=4.16 m/s故选用的上山提升绞车型号为JTB21.5-30，具体参数见表7-2-2。7.3大巷运输设备选择7.3.1运输大巷设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用综采放顶煤设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产的最大瞬时出煤能力为900.0 t/h，采区设缓冲煤仓，回采工作面运输平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采取运输上山带式输送机搭接，煤经采区煤仓在大巷直接装载到大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿年产1.5 Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备SSJ1200/5200型可伸缩带式输送机，其技术特征见表7-3-1。7.3.2辅助运输大巷设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用蓄电池式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.1-6A型1t固定箱式矿车，蓄电池式电机车式选用XK5-6/132-KBT型，其性能参数见表7-3-2和表7-3-3。表7-2-1深槽系列胶带输送机技术特征项 目单 位参 数带 宽mm1400生产能力t/h1800输送距离m1001500电机功率kW4200带 速m/s2.5表7-2-2 JTB21.5-30提升绞车规格项 目单位技术特征卷筒直径m2.0卷筒宽度m1.5最大静张力kN60钢丝绳速度m/s3.30钢丝绳直径mm26.5电动机功率kW185电动机转速r/min992表7-3-1 SSJ1200/5200型胶带输送机技术特征序 号项 目单 位技 术 特 征1运 输 能 力t/h18002运 距m20003带 速m/s3.154胶 带 种 类阻燃输送带5输 送 带 宽 度mm12006电动机功率kW5200表7-3-2 MG1.1-6A型1.0 t固定箱式矿车项 目单位技术特征容 积m31.1名义载重量t1.0牵引高度mm320轨 距mm600轴 距mm550外型尺寸mm20008801150质 量kg592表7-3-3 XK5-6/132-KBT型蓄电池式电机车项 目单位技术特征粘 着 质 量t8轨 距mm600最小弯道半径m7蓄电池电压mm132固 定 轴 距mm1100车轮直径mm680连接器高度mm210外 型 尺 寸mm441613561600小时制牵引力kN11.18速度小制km/h7.5电动机型 号-ZQ11B功 率kW11台 数台28 矿井提升8.1概述本设计矿井井型为1.5 Mt/a，服务年限53.46 a，自然标高在+32.5 m。煤层的埋藏深度为-400-1000 m，倾斜长度平均2.46 km，走向长度平均6.3 km。矿井工作制度为“三八制”，提升设备年工作日为330 d，日工作小时数为16 h。设计为立井两水平-700 m和-1000 m开拓。主井采用两套16 t箕斗带平衡锤提煤，副井采用罐笼提升。井下运输大巷采用钢丝绳强力皮带运输，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引小矿车，蓄电池式电机车选用XK5-6/132-KBT型电机车，小矿车选用MG1.1-6A型1 t固定箱式矿车。矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤尘具爆炸性危险。本矿井主井采用箕斗提升，主要用于提煤，副井采用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员兼作进风和排水之用。8.2主副井提升8.2.1主井提升1）设备选型矿井设计生产能力为1.5 Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装备两套型号为JDG16/1504Y带平衡锤的16 t箕斗提煤，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（），提升能力为600 t/h。主井内装备的箕斗、提升机以及钢丝绳的具体参数见表8-2-1、表8-2-2、表8-2-3。表8-2-1 JDG16/1504Y箕斗技术特征项 目单 位参 数型 号JDG16/1504Y名义载重t16有效容积m317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.8生产厂家淮南煤矿机械厂2）提升能力验算矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：表8-2-2 JKM-2.5/6（）多绳摩擦式提升机技术特征表项 目单 位参 数型 号JKM-2.5/6（）主导轮直径m3.5导向轮直径m3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径m35数 量条4间 距mm250最大提升速度m/s14外形尺寸(长宽高)m69.53生 产 厂 家洛阳矿山机械厂表8-2-3 主井提升钢丝绳技术特征表项 目单 位参 数型 号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中 心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积mm2501.52参考重力N /100m4664钢丝绳公称抗拉强度Nmm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）N702000安全系数8.3（1）提升高度H=HS+HZ+HX式中 H提升高度，m； HS矿井深度，745m； HZ装载高度，HZ =1825 m，取20 m； HX卸载高度，HX =1525 m，取20 m。H= 745 + 20 + 20= 785 m（2）经济提升速度Vj=（0.30.5）H0.5式中 Vj经济提升速度，m/s。 Vj = 11.2 m/s（3）估算一次提升循环时间TXTX=Vj/a+H/Vj+u+式中 TX一次提升循环估算时间，s； a提升加速度，一般取0.8 m/s2； u箕斗低速爬行时间，取10 s； 箕斗装卸载休止时间，一般取10 s。TX = 11.2/0.8+785/11.2+10+10=104.1 s（4）计算小时提升次数ns=3600/TX式中 ns小时提升次数。ns = 3600/104.1=34 次（5）小时提升量As=CafAn/(br ts)式中 As小时提升量，t； C提升不均衡系数，箕斗提升C = 1.15; af提升富裕系数，主井提升第一水平取1.2； An矿井设计年产量，1.5 Mt/a； br提升设备每年工作日数，取330 d； ts提升设备每天工作小时数，取16 h。As=106/（33016）=326.7 t（6） 一次合理提升量Q=As/ns式中 Q次合理提升量，t；Q=326.7/Ns= 9.6 t表8-2-4 主井提升参数提升高度/m提升速度m/s一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t78511.2104.134326.79.6提升参数见表8-2-4，所选箕斗提升容量为16 t，所以能够满足矿井生产的需要。8.2.2副井提升1）罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副井深度为740 m，井筒内装备一对1 t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1 t矿车双层四车宽罐笼。1 t矿车双层四车窄罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4,其技术特征见表8-2-5。1 t矿车双层四车宽罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4K，其技术特征见表8-2-6。2）提升机副井提升机选择与主井相同型号，即JKM-2.5/6（）多绳摩擦式提升机，其技术特征见表8-2-2。3）提升钢丝绳副井提升钢丝绳选择与主井相同型号，即绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯，技术特征见表8-2-3。表8-2-5 GDG1/6/2/4罐笼技术参数表项 目单 位参 数型 号GDG1/6/2/4装载矿车型 号MG1.1-6A车 数辆4乘坐人数人46罐笼装载量kN8.74罐笼质量t8.05最大终端载荷kN559表8-2-6 GDG1/6/2/4K罐笼技术参数表项 目单 位参 数型 号GDG1/6/2/4K装载矿车型 号MG1.1-6A车 数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.34最大终端载荷kN5479 矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况本矿地处淮北平原西部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m+32.5 m左右。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。南起F4断层，北至刘楼断层；东起太原组灰岩顶界面的隐伏露头线，西止于8煤层-1000 m水平等高线的地面投影线。平面上近似一矩形，面积14.49 km2。在井田范围内，8煤层赋存稳定，为主采煤层，煤层平均倾角18。矿井相对瓦斯涌出量为平均6.77 m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.3 m3/min。煤尘具爆炸危险性，易自燃。矿井地温小于28 C，属于正常地温范围。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井两水平开拓上下山开采暗斜井延深，一水平标高-700 m，二水平标高-1000 m。9.1.3开采方法矿井布置一个综采工作面，工作面长度160 m。综采工作面日生产能力为4569.6 t/d，每日推进度为2.4 m。为了保证工作面的正常接替，在一个综采面生产的同时布置两个独立通风的掘进面。9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用矿车辅助运输，工作面平巷无极绳绞车运输。井底车场设变电所、充电硐室。采区内设采区变电所。岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用三八工作制。井下同时作业的最多人数为260人，综采面同时工作最多人数83人。9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4）总回风巷不得作为主要行人道；5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；8）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-2-1。通过对表中几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件。本设计选用中央并列式通风方式。表9-2-1通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，工业场地布置集中，广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短通风阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限长，有时初期投资大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道9.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。矿井通风方法分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点见表9-2-2。表9-2-2通风方法比较通风方式适用条件及优缺点抽出式是当前通风方式的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长，开采面积大的矿井。优点：1井下风流处于负压状态，当主要通风机因故障停止运转时，井下的 风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全； 2漏风量小，通风管理较简单； 3与压入式比较，不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难；缺点：1当地面有小窑塌陷区并和采空区沟通时，抽出式会把小窑积存的有害气体抽到井下使有效风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面比较复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难。优缺点： 1压入的优缺点与抽出式相反，能用回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面； 2进风线路漏风大，管理困难； 3风阻大、风量调节困难； 4由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定困难； 5通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止转动时，风流压力降低，又可能使采空区瓦斯涌出量增加。抽压联合式可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延伸或改建的低瓦斯矿井。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。9.2.4采区通风系统的要求1）采区通风总要求（1）能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质；（2）漏风少；（3）风流的稳定性高；（4）有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；（5）有较好的气候条件；（6）安全经济合理技术。2）采区通风的基本要求（1）每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；（2）工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；（3）回采工作面的风速不得低于1 m/s；（4）工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1。9.2.5工作面通风方式的确定工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，瓦斯和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；2）上行风须把风流引到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；3）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；4）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；5）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；6）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用采区式布置，工作面缓倾斜，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.2.6回采工作面进回风巷道的布置工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可分为U型、Y型、W型、Z型等通风方式，各种布置方式比较见表9-2-3。表9-2-3通风方法比较通风方式适应条件及优缺点U型通风方式一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均在煤体中，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井。Y型通风方式两进一回，在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道，另外在采空区一侧设回风道。优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率。E型通风方式两进一回，下两巷为进风巷，上面巷为回风巷。优点：使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通风方式两进一回，或一进两回。优点：相邻工作面公用一个进或回风巷，减少了巷道的开掘和维护，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z型通风方式一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于U型后退和U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，其难度较大。根据以上的对比并结合本矿井的实际，工作面采用U型通风方式，并采用一进一回的方式，即，工作面两侧分别布置一条平巷。其中阶段运输平巷进风，阶段轨道平巷回风。9.3矿井风量计算9.3.1矿井风量计算方法概述矿井总进风量按下列要求分别计算并取其中最大值。1）按井下同时工作的最多人数计算Q = 4NK式中 Q矿井总供风量，m3/min； N井下同时工作的最多人数，人； K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和 中央并列式通风时，可取1.201.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.151.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.101.15。上述备用系数在矿井产量T0.9Mt/a时取小值；T 0.90 Mt/a时取大值。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井总进风量为：Q = 42601.20 = 1248 m3/min2）按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q=(Qa+Qb+Qc+Qd+Qe)Kt式中 Qa采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ；Qb掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ；Qc硐室实际需要风量的总和，m3/min ；Qd备用工作面实际需要的风量总和，m3/min，本设计未设置备用工作面故该项为零。Qe 矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min ；Kt矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式 矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。9.3.2回采工作面风量计算煤矿安全规程（2010年版）规定：采区回风道、采掘工作面回风道风流中瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1%；采掘工作面的温度不得超过26。回采工作面需风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，然后取其中的最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。1）按瓦斯涌出量计算：Qa=100QCH4KCH4式中 Qa采煤工作需要风量，m3/min ； QCH4采煤工作面绝对瓦斯涌出量，为21.3 m3/min； KCH4采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.21.6；炮采工作面可取1.42.0；水采工作面可取2.03.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。Qa= 10021.31.2=2556m3/min2）按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表9-3-1的要求。长壁工作面实际需要风量（Qa），按下式计算：Qa=60VaSa式中：Qa按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min； Va采煤工作面风速，取2 m/s； Sa采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，经计算为15.18 m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。Qa= 60215.18 = 1821.6 m3/min表9-3-1采煤工作面气温与风速对应表采煤工作面空气温度/C采煤工作面风速Va /ms-1150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.53）按人数计算实际需要风量（Qa）：Qa=4N式中：Qa按人数计算实际需要风量，m3/min；N第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知N= 83，可得：Qa= 483=332 m3/min取三者中最大值2556 m3/min。4）按风速进行验算：根据煤矿安全规程（2010年版）规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算Qa0.2560Sa式中：Qa按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min； Sa采煤工作面的平均面积，取15.18 m2 。则Qa 0.256015.18 = 227.7 m3/min，满足最低风速要求。按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量（Qa）；Qa240Sa则Qa240 15.18 = 3643 m3/min，满足最高风速要求。由风速验算可知，Qa= 2556 m3/min符合风速要求。9.3.3掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：1）按瓦斯涌出量计算：根据矿井安全规程（2010年版）规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即：Qbi=100qbiKbi式中：Qbi第i个掘进工作面实际需风量，m3/min； qbi该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，为2 m3/min； Kbi该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，Kbi1.52；Qbi= 10021.5 = 300 m3/min2）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qbi= 4Ni式中：Qbi按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min； Ni第i个工作面同时工作的最多人数，取30人。可得：Qbi= 120 m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：Qbi= 300 m3/min9.3.4硐室需要风量的计算本矿井需独立通风的硐室所需风量根据煤矿安全规程（2010年版）相关规定取值如下：中央变电所：Q中 = 80 m3/min主排水泵房：Q排 = 160 m3/min采区绞车房：Q绞 = 80 m3/min 火 药 库：Q火 = 100 m3/min采区变电所：Q变 = 80 m3/min则，各硐室所需风量总和为：Q硐= 80+160+80+100+80 = 500 m3/min9.3.5其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算：Qdi=133qdi Kdi式中：Qdi按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；qdi该巷道瓦斯绝对涌出量，取1.3 m3/min；Kdi该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，Kdi1.21.3；Qdi= 1331.31.2 = 207 m3/min9.3.6矿井总风量计算在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期是东一采区首采工作面正常回采期间，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面；困难时期是西二采区首个工作面（位于采区最西部，平巷最长）刚刚开始回采，北翼暗斜井掘进即将完成，此时有一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面（单翼采区，双巷掘进）和两个岩巷掘进工作面（暗斜井掘进）。通风容易时期矿井总风量为：Q1 = Qmin = 1.15(2556+3002+500+207)= 4442.45m3/min通风困难时期矿井总风量为：Q2 = Qmax= 1.15(2556+3004+500+207)= 5132.45 m3/min与第一种方法计算的风量相比，第二种方法风量大。两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为4442.45 m3/min，通风困难时期为5132.45 m3/min。9.3.7风量分配1）分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程（2010年版）的各项要求。2）分配的方法首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合煤矿安全规程（2010年版）对风速的要求。（1）回采工作面风量分配考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的15%，因此工作面进风平巷的风量取工作面风量的1.15倍，即：Q进 = 1.152556=2939.4 m3/min（2）其它用风地点风量分配掘进工作面： Q掘 = 30021.15= 690 m3/min中央变电所： Q中 = 801.15 = 92 m3/min主排水泵房： Q排 = 1601.15 = 184 m3/min采区绞车房： Q绞 = 801.15 = 92 m3/min采区变电所： Q变 = 801.15 = 92 m3/min火 药 库： Q火 = 1001.15 = 115 m3/min其它巷道： Q其他= 2071.15 =238.05 m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。9.4矿井通风阻力9.4.1确定矿井通风容易时期和困难时期矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算h摩=LUQ2/S3 = RQ2式中：摩擦阻力系数，kgs2/m8；L井巷长度，m；U井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面积，m2。矿井通风阻力是选择主要通风机的重要因素，计算出通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内，矿井阻力较小的时期（通常在达产初期）和较大的时期（通常在生产后期）。图9-4-1 通风容易时期的通风系统立体图图9-4-2 通风容易时期的通风系统网络图图9-4-3 通风困难时期的通风系统立体图图9-4-4 通风困难时期的通风系统网络图9.4.2矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线1）通风容易时期地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场采区轨道上山采区中部车场区段运输平巷工作面区段回风平巷采区上部车场采区运输上山运输大巷运输石门中央风井。2）通风困难时期地面副井井底车场轨道石门轨道大巷采区上部车场采区轨道下山区段运输平巷工作面区段回风平巷采区中部车场采区运输下山运输大巷运输石门中央风井。对应于通风容易时期的通风系统立体图、网络图如图9-4-1和9-4-2，对应于通风困难时期的通风系统立体图、网络图如图9-4-3和9-4-4。9.4.3矿井通风阻力计算根据已经确定的通风容易时期和通风困难时期，按这两个时期的通风阻力最大的风路分别计算出各段井巷的通风阻力，然后累加得出两个时期的总阻力。据此，所选用的风机既能满足困难时期又能满足容易时期的要求，则其它时期就无须再计算。通风容易与通风困难时期的矿井通风阻力计算分别见表9-4-1、表9-4-2。9.4.4矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：Hfrmin = 1.2hfrmin 困难时期通风总阻力：Hfrmax = 1.2hfrmax 式中，1.2为考虑风路上有局部阻力的系数；hfrmin、hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风困难时期的矿井总阻力。则有：Hfrmin = 1.2763.2 = 915.8（Pa）Hfrmax = 1.21699.0= 2038.8（Pa）矿井容易时期和困难时期的总风阻见表9-4-3。表9-4-1 通风容易时期矿井通风阻力计算表巷道名称巷道标号支护方式a104LUSQhfrv/Ns2m-4/m/m/m-2/m3s-1/Pa/ms-1副井地面-1混凝土350.0 74122.6 40.7 66.5 35.8 1.6 轨道石门1-2锚喷70.0141513.8 12.4 56.0224.84.5轨道大巷2-3锚喷70.0 76114.8 15.0 56.0 73.23.7 轨道上山3-4锚喷90.0 5013.612.8运输平巷4-5锚网150.087514.8 17.5 41.462.12.3工作面5-6液压支架320.0 20018.015.2 36.042.52.3轨道平巷6-8锚网150.087514.8 17.5 41.4 62.12.3运输上山8-9锚喷90.025013.612.844.528.93.4运输大巷9-7锚喷70.076114.8 15.0 56.0 73.23.7运输石门7-13锚喷70.0 41513.8 12.4 56.065.94.5风井13-地面混凝土350.0 74118.8 28.3 66.5 88.72.3 合 计/Pa763.2表9-4-2 通风困难时期矿井通风阻力计算表巷道名称巷道标号支护方式a104LUSQhfrv/Ns2m-4/m/m/m-2/m3s-1/Pa/ms-1副井地面-1混凝土350.0 74122.6 40.7 78.0 49.31.9轨道石门1-2锚喷70.0141513.8 12.4 67.5326.65.4轨道大巷2-3锚喷90.0 205014.8 15.0 67.5368.64.5轨道下山3-15锚喷100.0 25013.6 12.8 56.0 50.84.315-4锚喷100.0 20013.6 12.8 56.092.72.4运输平巷4-5锚网150.0130614.8 17.5 41.440.12.3工作面5-6液压支架320.0 200 17.0 15.2 36.092.72.4轨道平巷6-14锚网150.0130614.8 17.5 41.4 50.84.3运输下山14-8锚喷100.0 25013.6 12.8 56.0368.64.5运输大巷8-7锚喷90.0 205014.8 15.0 67.5368.64.5运输石门7-13锚喷70.0 41513.8 12.4 67.595.85.4风井13-地面混凝土350.0 74118.8 28.3 78.0 122.02.8合 计/Pa1699.0表9-4-3 矿井通风总阻力项目容易时期困难时期阻力/Pa915.820矿井总风阻及总等积孔矿井通风总风阻计算公式：R = hr/Qf2矿井通风等积孔计算公式：A = 1.1917/R0.5式中：R 矿井风阻，Ns2/m8； hr矿井总阻力，Pa； Qf矿井总风量，m3/s； A 矿井等积孔，m2。带入上面数据即可求出：容易时期：总风阻为：R = Hfrmin/Qfmin2 = 0.207 Ns2/m8总等积孔：Armin = 1.1917/R0.5 = 2.62 m2困难时期：总风阻为：R = Hfrmin/Qfmax2 = 0.335 Ns2/m8总等积孔：Armax = 1.1917/R0.5 = 2.06 m2由以上计算并对照表9-4-4可以看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2 m2，属于通风容易矿井，计算结果汇总表见表9-4-5。表9-4-4 矿井通风难易程度与等积孔对照表通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿困难2 m2表9-4-5 矿井风阻和等积孔项目风量/m3s-1总风阻/ Ns2m-8等积孔/m2难易程度容易时期66.50.2072.62容易困难时期78.00.3352.06容易表9-4-6 井巷风速验算表巷道名称通过风量/m3s-1有效断面积/m2巷道风速/ms-1风速验算副井78.0 40.7 1.98 符合轨道石门67.512.4 5.48 符合轨道大巷67.515.0 4.58 符合轨道下山56.0 12.8 4.38 符合运输平巷56.012.8 2.48 符合工作面41.417.5 2.36 符合轨道平巷36.015.2 2.44 符合运输下山41.4 17.5 4.36 符合运输大巷56.012.8 4.56 符合运输石门67.515.0 4.58 符合风井67.512.4 5.415 符合9.5矿井通风设备选型9.5.1通风机选择的基本原则所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求：1）选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下一水平通风机的需要。当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜小于10 a；2）留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比最大允许使用值小5，离心式通风机的转数一般不大于允许值的90%；3）通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内；4）考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。9.5.2通风机风压的确定1）自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。H = gH式中：进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，见表9-5-1示；H 井筒深度，m。表9-5-1 空气平均密度季节进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=741 m风井深度：Z风井=741m高差： Z高差= 741-741 = 0 m由于采用中央并列式通风，所以进风井口和回风井口标高相同，自然风压既不有利矿井通风，也不阻碍矿井通风。2）通风机风压（1）矿井采用抽出式通风，通风容易时期通风机静风压为：Hrsmin = Hfrmin-hn +h损失式中 Hfrmin 通风容易时期矿井通风总阻力，Pa； hn通风容易时期帮助通风的自然风压，hn = 0 Pa； h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50 Pa。则有hrsmin = 915.8+50 =965.8 Pa（2）通风困难时期，考虑自然风压阻碍通风机通风，通风机静风压为：Hrsmax = Hfrmax-hn +h损失式中：Hfrmax 通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；hn 通风困难时期阻碍通风的自然风压，hn = 0 Pa；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取50 Pa。则有hrsmax = 2038.8+50 = 2088.8 Pa3）通风机实际通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风），通过主要通风机的风量Qf必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：Qf = kQ式中 Qf通过风机的实际风量，m3/s； Q 风井总风量，m3/s；k漏风损失系数。风井无提升任务时取1.1；箕斗井兼作回风井时取1.15； 回风井兼做升降人员时取1.2。容易时期：Qrmin = 1.166.5 = 73.15 m3/s困难时期：Qrmax = 1.178.0 = 85.8 m3/s4）通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h = R Q2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：Rrsmin = hrsmin/Qrmin2 = 965.8/73.152 = 0.180 Ns2/m8困难时期：Rrsmax = hrsmax/Qrmax2 = 2088.8/85.82 = 0.2837 Ns2/m8风机风压与风量的关系：容易时期：hrsmin = RrsminQf2 = 0.180Qf2困难时期：hfsmax = RfsmaxQf2 = 0.2837Qf2主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表9-5-2。表9-5-2 主要通风机工作参数表容易时期困难时期风量/m3s-1风压/Pa风量/m3s-1风压/Pa73.15965.885.82088.8根据以上数据，在主要通风机个体特性图表上选定风机，该矿井风机型号选定为2K56No.24型轴流式通风机。该型通风机特性曲线如图9-5-1所示，在图上绘制风阻线，风阻曲线与风机特性曲线的交点M、N为理论工况点，M、N点为根据理论工况点求得的实际工况点。2K56No.24型轴流式主要通风机实际工况点参数见表9-5-3。表9-5-3 主要通风机实际工况点参数性能参数型 号通风时期叶片安装角/（）转速 /rmin风压/Pa风量 /m3s效率/（%）输入功率kWFBCDZ-10-No.24C容易307501100800.75110困难357502190870.80220图9-5-1 2K56No.24型轴流式通风机特性曲线9.5.3电动机选型主要通风机选定后，根据各时期的主要通风机输入功率计算出电动机的输出功率，选出电动机。由于Nfmin/ Nfmax = 110/220 = 0.50 0.6，即需选两台电动机，其功率为：Ne = Nke/(ec)式中：Ne 电动机的输出功率，kW； N 通风容易、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，ke= 1.11.2,取1.15；e 电动机效率，e=0.920.94,取0.93；c传动效率，电动机与通风机直联时传=1。则：Ne = 110 1.15/0.93 = 136.0 kW；Nn = 220 1.15/0.93 = 272 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Y450-50-10的异步电动机，其详细参数见表9.5.4。表9-5-4 电动机技术特征时期型号功率/kW电压/V电流/A转速/rpm效率/%功率因数容易Y355M4-816050131974094.00.80困难Y355L2-428054351573594.90.879.5.4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矿安全规程第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。9.5.5对反风装置及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，我国煤矿安全规程（2010年版）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。9.6特殊灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1）回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积骤瓦斯的地点，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。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。9.6.2预防井下火灾的措施1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设区域返风系统。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。9.6.3防水措施1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。（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。10 设计矿井基本技术经济指标表10.1.1 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13主采煤层厚度m10.04煤 层 倾 角15255矿井工业储量Mt190.806矿井可采储量Mt104.2556矿井年工作日数d330日采煤班数班27矿井年生产能力Mt/a1.50矿井日生产能力t/d4569.68矿井服务年限a53.469矿井第一水平服务年限a36.1410井田走向长度km5.686.98井田倾斜长度km1.883.1011瓦 斯 等 级-低瓦斯相对涌出量m3/t6.7712通风方式前期-中央并列式13矿井正常涌水量m3/h250矿井最大涌水量m3/h28014开 拓 方 式-立井两水平暗斜井延深15第一水平标高m-700最终水平标高m-100016生产的工作面数目个1备用的工作面数目个017采煤工作面年进度m79218开拓掘进队数个419大巷运输方式-胶带输送机20矿 车 类 型-1.0 t固定箱式矿车21电机车类型-蓄电池式电机车22设计煤层采煤方法-走向长壁综采放顶煤采煤法23工作面长度m16024工作面推进度m/月7225工作面坑木消耗量m3/kt1工作面效率t/工55.1工作面成本元/t106参考文献1 徐永圻.采矿学. 徐州：中国矿业大学出版社，20032 杜计平.采矿学. 徐州：中国矿业大学出版社，20093 林在康、左秀峰.矿业信息技术基础. 徐州：中国矿业大学出版社，20024 邹喜正、刘长友.安全高效矿井开采技术. 徐州：中国矿业大学出版社，20075 张宝明、陈炎光.中国煤炭高产高效技术. 徐州：中国矿业大学出版社，20016 钱鸣高、石平五.矿山压力及岩层控制. 徐州：中国矿业大学出版社，20037 于海勇.综采开采的基础理论. 北京：煤炭工业出版社，19958 王省身.矿井灾害防治理论与技术. 徐州：中国矿业大学出版社，19899 中国煤炭建设协会.煤炭工业矿井设计规范. 北京：中国计划出版社，200510 岑传鸿、窦林名.采场顶板控制与监测技术. 徐州：中国矿业大学出版社，200411 蒋国安、吕家立.采矿工程英语. 徐州：中国矿业大学出版社，199812 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践. 北京：煤炭工业出版社，200113 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册. 北京：煤炭工业出版社，199414 中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 北京：煤炭工业出版社，200615 朱真才、韩振铎.采掘机械与液压传动. 徐州：中国矿业大学出版社，200516 洪晓华.矿井运输提升. 徐州：中国矿业大学出版社，200517 中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册. 徐州：中国矿业大学出版社，199218 章玉华.技术经济学. 徐州：中国矿业大学出版社，199519 郑西贵、李学华.采矿AutoCAD2006入门与提高. 徐州：中国矿业大学出版社，200520 王德明.矿井通风与安全. 徐州：中国矿业大学出版社，200721 杨孟达.煤矿地质学. 北京：煤炭工业出版社，200022 刘刚.井巷工程. 徐州：中国矿业大学出版社，200523 中国煤炭建设协会.煤炭建设井巷工程概算定额（2007基价）. 北京：煤炭工业出版社，200824 林在康、李希海.采矿工程专业毕业设计手册. 徐州：中国矿业大学出版社，2008专题部分深部巷道锚杆支护技术摘要：我国国有大中型煤矿开采深度每年约以812 m的速度向深部增加，一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，巷道围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重。采用工字钢、架棚等被动支护技术已不能有效的控制巷道的变形，采用高强度全长树脂锚固锚杆锚固力大、锚固及时，能主动地将支撑载荷作用到巷道周边，对围岩施加径向力，加强巷道或硐室周边围岩稳定性，充分发挥围岩的自身承载能力，取得了良好的支护效果。利用MATLAB 7.1来进行有关数据的分析和相关图形的绘制。关键词：深部巷道；锚杆支护；围岩应力；MATLAB 7.11 引言我国是世界产煤大国，同样也是用煤大国。我国煤炭储量大部分埋藏在深部，埋深大于600 m和1000 m 的储量分别占到73.19 % 和53.17 %。而随着开采深度的加大，巷道周边围岩应力呈近似线性关系的增长，巷道围岩变形少则几百毫米，多达1.02.0 m。巷道在服务期间需要进行不断的维护与返修，特别是它们的两类或三类的复合型，问题更为突出。严重时，在巷道掘进或使用期间将会在巷道中引发煤与瓦斯突出，甚至岩爆等动力灾害，严重威胁矿井的安全生产。这不但造成巷道支护成本高，而且造成煤炭资源开采的极端困难，严重威胁着矿井的安全生产。在深部巷道中使用锚杆支护技术，锚杆通过径向和切向锚固力的作用，对围岩施加围压，将围岩由单向、双向受力状态转化为双向、三向受力状态，提高围岩的稳定性。锚杆贯穿围岩中的弱面，切向锚固力改善了围岩的力学性质，进而有效地控制巷道变形。 Matlab是mathworks公司于1984年推出的一套高性能的数值计算和可视化软件，它集数值分析、矩阵运算、信号处理和图形显示于一体，可方便的进行数据分析和图形绘制。2 开采深度与巷道围岩的变形关系2.1中国的研究开采深度对巷道围岩的影响十分复杂，除与巷道的围岩性质密切相关外，如受采动影响的巷道，则与护巷方式和周围采动状况等也有密切关系。根据我国的研究成果，可得开采深度与巷道维护之间的一般关系如下：1）岩体的原岩应力即上覆岩层重量，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中和周边位移的基本原因。因此，随开采深度增加，必然会引起巷道围岩变形和维护费的显著增长。2）巷道的围岩变形量或维护费用随采深的增加近似的呈线性关系关系增长。3）巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长的幅度，与巷道围岩性质有密切关系，围岩愈松软，巷道变形随采深增长愈快，反之，围岩愈稳定，巷道变形随采深增长愈慢。4）巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关，开采深度对卸压内的巷道影响最小，对位于煤体内巷道及位于煤体-煤柱内巷道的影响次之，对两侧均已采空的巷道影响最大。2.2德国的研究1）德国提出掘巷引起的围岩移近量与开采深度和巷道底板岩层强度之间的关系为： （1）式中 掘巷引起的围岩变形量占巷道原始高度的百分率，%； 岩层压力，Mpa； 地板岩层的单轴抗压强度，Mpa。图1 移近量与岩石压力p(深度H)和底板岩层强度的关系1-砂岩(=97 Mpa)；2-页岩(45 Mpa)；3-软岩(28 Mpa)；4-煤(14 Mpa)利用该式计算结果如图1所示，由此可见，掘巷引起的围岩变形随开采深度的增加而增长，其增长率与巷道围岩性质有关。开采深度每增加100 m，在煤层(=14 Mpa)中掘进，围岩移近量增加8.9%；在软岩(=28 Mpa)中增加6.3%；在页岩(=45 Mpa)中增加5%；在砂岩(=97 Mpa)增加3.4%。同时取=0，可以知道在掘巷过程中引起围岩明显变形的临界深度，在煤层中为512 m，软岩中为732 m，页岩中为930 m，砂岩中为1360 m。2）德国埃森采矿中心还对100条前进式开采的采准巷道进行了系统观测，得出巷道围岩移近量占巷道原始的高度的百分率与开采深度关系式为： （2）既开采深度每增加100 m，回采巷道围岩移近量占原始高度的百分率增加6.6%，与上述统计值相似。矿井开采深度由300 m增加到800 m时，移近量要增加1000余mm，巷道从较易维护变为难以维护，可见开采深度对巷道矿压显现的影响之大。2.3前苏联的研究前苏联对矿井开采深度与巷道稳定性的关系进行过大量研究，认为深部巷道矿压显现的一个主要特点是在巷道掘进时就呈现围岩强烈变形，且在掘进后围岩长期流变，使巷道支架承受很大压力。浅部开采时表现不明显的掘巷引起的围岩变形，在深部开采时显现十分强烈。根据在顿巴斯矿区进行的大量巷道矿压观测，提出了深部巷道掘进初期围岩移近量的计算公式为： （3） （4）式中 、顶板、两帮在掘进后t时间内的位移量，cm； 时间，d； 、顶板、两帮作用在支架上的压力，kN/m2； 岩石容重，kN/m3； 巷道所处的深度，m； 岩石单轴抗压强度，kPa； 寻求常数时引入的单轴抗压强度，3000kPa； 巷道所处的深度，cm； 巷道高度，cm。由此可以看出随着开采深度的增加，维护时间的增长，巷道变形将逐渐增加，维护也将越来越困难。前苏联学者舍斯勒夫斯基认为，当0.3时，既开采深度相对比较小或围岩强度相对比较大时，开采深度对巷道围岩变形影响较小，反之，围岩稳定性系数愈大，开采深度对巷道围岩变形的影响就也愈大。3 深井巷道锚杆支护的关键理论与技术3.1深井巷道锚杆支护理论基础传统的悬吊、组合梁、组合拱等锚杆支护理论是根据处于弹性状态的完整岩体提出的，而且只适用于特定的条件，对于围岩处于峰后强度和残余强度的破裂岩体。上述理论不能解释锚杆支护的作用机理。近期国内外一些学者研究了锚杆支护对岩石力学性质的改善，但仅限于岩石处于峰前弹性状态下对内聚力C、内摩擦角、弹性模量E的作用，未涉及岩石处于峰后的情况。围岩强度强化理论认为：1）巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用形成统一的承载机构。2）巷道锚杆支护可提高锚固体的力学参数()改善被锚固岩体的力学性能。3）巷道围岩存在破碎区、塑性区和弹性区，锚杆锚固区的岩体则处于破碎区或处于上述23个区域中，相应锚固区的岩石强度处于峰后强度或残余强度。锚杆支护使巷道围岩特别是处于峰后区围岩强度得到强化，提高峰值强度和残余强度。4）煤巷锚杆支护可以改变围岩的应力状态，增加围压，从而提高围岩的承载能力。5）巷道围岩锚固体强度提高以后，可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定。运用极限平衡理论，在各向等压的情况下，圆形巷道的塑性区半径和周边位移的计算式为： （5） （6）式中 巷道周边位移； 塑性区半径； 原岩应力； 支护阻力； 圆形巷道半径； 围岩内摩擦角； 围岩的粘聚力； 剪切弹性模量。由式5和式6可知，巷道的稳定性和周边位移主要取决于岩层的原岩应力，反映岩石强度性质的内摩擦角和粘聚力。再因在给定巷道条件下，原岩应力是定值，内摩擦角和粘聚力愈小，也就是围岩强度愈低，则周边位移值显著增大。针对巷道围岩中等稳定的条件，根据理论研究、计算和相似材料模拟试验，得到了以下认识；1）锚固体破坏前后的内聚力、内摩擦角、锚固体极限强度、残余强度随锚杆支护强度增加而提高，破坏后的较破坏前的提高更显著，因此锚杆可以增强巷道围岩的稳定性，控制巷道的周边位移。见表1、表2。表1 不同锚杆支护强度下锚固体破坏前C、值锚杆支护强度/(Mpa)00.060.070.22等效内聚力C/(Mpa)0.3470.3570.3630.3680.3830.3770.387等效内摩擦角/()31.5131.5333.5135.3737.1438.8040.40表2 不同锚杆支护强度下锚固体破坏后C*、值锚杆支护强度/(Mpa)00.060.070.22等效内聚力C/(Mpa)0.01680.01820.01830.01840.01860.01940.021等效内摩擦角/()31.5131.5333.5135.3737.2440.4040.402）破裂岩体中布置的锚杆强化了岩体的和，的强化大于的强化，与的强化比值为1.061.13，这对破裂岩体的稳定十分有利。3）破裂岩体的和随的增加而不断强化，达到一定程度就能保持围岩的稳定，见图2。这就是锚杆支护设计、支护参数研究的基本依据。3.2深部巷道锚杆支护作用机理1）锚杆锚固力锚杆安设在岩体内部，它的受力以及它作用于围岩的力同框式支架相比要复杂得多。国标GBJ86-85将锚固力定义为锚杆对于围岩的约束力。在实际应用中，大都以抗拔力为锚固力，这给检验锚杆安设质量提供了简便的抗拔试验方法，但国内外许多学者纷纷撰文指出了抗拔力与锚固力的区别，所以有必要进一步分析和明确锚固力的定义。图2 锚固体应力应变曲线注：曲线上数字为锚杆支护强度/Mpa图3 锚杆约束围岩的力根据锚杆对围岩的稳定作用划分和定义锚固力。图3表示锚杆作用于围岩的两个方向的力，径向锚固力和切向锚固力，径向锚固力含托锚力和粘锚力。（1）托锚力：托板阻止围岩向巷道内位移，对围岩施加径向支护力，使围岩由平面应力状态转化为三向应力状态，提高了围岩的强度。这种来自托板使围岩稳定的力称为托锚力。（2）粘锚力：粘结剂将围岩与锚杆粘结成整体，由于围岩深部与浅部变形的差异，锚杆便通过粘结剂对围岩施加粘结力来抑制围岩变形，这种力对稳定围岩起着重要作用，称为粘锚力。由作用力和反作用力关系可知，粘锚力就是锚杆体内的轴力，但轴力沿杆体不是均布的，为了粘锚力的定量化，可将杆体中性点处的轴力值作为粘锚力的大小。（3）切向锚固力：围岩体的变形大多是从岩体中的弱面开始的，在围压的作用下，围岩沿着弱面滑动或张开，最终导致巷道断面的收缩。由于锚杆体贯穿弱面，它限制围岩沿弱面的滑动和张开，这种限制力称为切向锚固力。尽管杆体所能提供的切向锚固力同弱面的强度相比是较小的，但切向锚固力的存在可使弱面不致因某个薄弱环节的突然破坏而影响原有承载力的充分发展。2）径向锚固力的作用机理如图4所示，图中a为完全失去粘结力的岩体，仅以岩块之间的挤压形成拱的作用，维持原来的形状而没有冒落；d为保持原来的强度和弹性模量的岩体；b为岩石强度已显著降低，处于围岩峰后特性区域的岩体，c为介于b与d之间的岩体，其状态可能发展为b，也可能保持为d。在岩层内开掘巷道以后，围岩会出现如图4的强度分布，强度分布将随时间而变化，如能及时支护，不仅能保持d的状态，防止巷道表面掩饰剥落，还可做到b那样良好的状态，防止内部围岩强度的恶化。所以要发挥锚杆的作用，必须掌握围岩强度恶化的发展，及正确选择阻止强度恶化发展的支护方式和支护阻力。实践表明，只要及时安装锚杆，即使锚固力不大，也能大幅度降低围岩强度的恶化。如图5，当围压为零时，残余强度接近于零，当围压为1 Mpa时，残余强度约为9 Mpa。随着围压的增高，岩石的应变软化程度逐步降低，残余强度逐步增大。尤其是当围压在零到1 Mpa范围内变化时，残余强度表现出对围压很强的敏感性，即围压稍微增大，残余强度增长很快。低围压下，残余强度所以对围压具有强敏感性，是由于岩石的破裂面较粗糙，破裂后岩石继续承载时，岩石变形主要表现为沿破裂面滑动和将破裂面的凸起啃断两种形式，当围压为零时，岩石变形完全表现为沿破裂面滑动，当围压由零逐渐增长时，岩石变形形式由沿破裂面滑动逐渐转变为将破裂面的凸起啃断，岩石的残余强度迅速提高。围岩峰后的这种特征对于研究巷道支护具有重要意义。图4 巷道围岩破碎情况图5 残余强度与围压的关系对于具有护表构件的锚杆支护，径向锚固力可以均布到锚固区域的单位面积岩体，若锚杆锚固力p为100 kN，则锚固岩体中单位面积岩体的围压增量为： （7）式中 锚杆布置间排距，取e=t=0.7 m。则=0.2 Mpa，在低围压情况下0.2 Mpa的围压增量约可使围岩的残余强度提高14 Mpa。3）切向锚固力的作用机理（1）切向锚固力对单节理面的加固作用锚杆对围岩弱面抗剪强度的作用表现为：由于节理面两壁的相对位移导致锚杆轴向拉力(Tb)增长，而轴向力相对节理面提供附加力；Tb的平行节理面分量，将作为节理面抗剪能力的组成部分；粘结式锚杆杆体本身的抗剪能力限制节理面的相对滑动。图6 粘结式锚杆应力分布图a-岩石锚杆；b-杆体拉应力；c-胶结面剪应力；d-杆体剪应力；e-胶结面法向应力穿过节理面的锚杆在节理面附近的岩体内应力分布如图6所示。葛修润提出加锚节理面抗剪刚度公式为： （9）式中 节理面本身的抗剪强度； 由杆体的“销钉”作用引起的换算抗剪刚度； 由杆体轴向力相对节理面的法向分量引起的换算抗剪强度； 由杆体轴向力相对节理面的切向分量引起的换算抗剪强度。它们分别用下式求得： （10） （11） （12） （13）式中 锚杆轴向应力(以拉应力为正)； 锚杆横截面上的平均剪应力； 节理面平均法向应力； 节理面粘结力； 节理面摩擦角； 锚杆安装角，系节理面剪切位移方向与同一侧锚杆的夹角； 锚杆横截面与单根锚杆穿过的节理面面积比。由式9可知锚杆使节理面抗剪刚度提高量为： （14）（2）切向锚固力对围岩的加固作用围岩体中存在大量不规则弱面，岩体强度往往取决于弱面的性质。巷道开掘后，锚杆经常滞后支设，在锚杆支设前，又会产生裂纹、裂隙等新生的弱面。因此，锚杆通常都穿过大量不规则的弱面。锚杆与弱面的夹角为0，取其平均值，按式14求在的平均值= （15）按式15，可计算锚杆对节理抗剪强度的提高量，若锚杆破坏服从最大拉应力准则，取杆体抗拉强度为400 Mpa，为200 Mpa，为1/2000，为17，则=0.044+0.167=0.211 Mpa即巷道围岩锚杆加固以后，围岩弱面的平均抗剪强度约可提高0.211 Mpa。3.3深部巷道锚杆支护技术1）采用大直径、高强度、大延伸量锚杆锚杆的强度直接影响其锚固范围内围岩强度的强化和锚杆对巷道围岩的支护阻力，从而影响锚杆群作用范围内围岩的承载能力和锚杆的支护效果。（1）增加锚杆的杆体直径和采用高强度钢筋我国以往锚杆的普通圆钢锚杆的杆体直径一般为14 mm、16 mm、18 mm，材质为Q235，其屈服强度为240 Mpa，破断力均在100 kN以下。国外使用的锚杆杆体屈服强度为400600 MPa，甚至更高，破断力一般为200300 kN，甚至更大。如美国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为414689 MPa，拉断强度为621862 MPa；英国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为640720 MPa；澳大利亚的mm高强度锚杆破断力达到240 kN；mm的超高强度锚杆破断力达到340 kN。为了达到和超过国外锚杆杆体材料水平，满足我国深井巷道支护的要求，开发出锚杆专用钢材配方，其中BHRB500，BHRB600型号的钢材可用于生产强力锚杆。这2种钢材的公称直径均为2225 mm，屈服强度分别为500、600 MPa，抗拉强度分别为670、800 MPa，伸长率均为18%。对于mm的BHRB600型钢筋，屈服力达228.1kN，破断力达304.1 kN。分别是同直径建筑螺纹钢的1.79和1.63倍；是同直径圆钢的2.50和2.11倍。（2）锚杆尾部螺纹热处理或杆体整体调质处理是一种提高锚杆杆体强度而成本较低的方法。锚尾加工后，锚尾的实际直径较杆体直径要减少25%左右，其承载能力将减小25%35%，使用中锚杆常在此处发生拉断破坏，致使杆体的强度和塑性不能充分发挥，造成钢材浪费。如果对锚杆尾部螺纹进行热处理或对杆体进行整体调质处理，将会大大提高锚杆的强度。据邢台矿务局核算，经过热处理的高强度锚杆，与同一直径的普通锚杆相比，成本仅增加16%35%，而极限承载能力提高65%100%。热处理使锚杆锚尾段的硬度和强度高于杆体，以保证锚杆在拉力作用后的断裂位置在锚杆杆体而不在锚尾，从而充分利用首先屈服的杆体的较大塑性变形以适应巷道围岩较大变形的要求，并提高锚杆的整体强度。（3）增加锚杆的延伸量为了改变普通圆钢锚杆延伸量较小、不能适应巷道围岩较大变形的缺点，为达到提高锚杆锚尾的拉断力和充分发挥杆体材料的强度性能的目的，中国矿业大学研制了结构简单、加工方便的杆体可延伸增强锚杆。该锚杆的材料为含碳、磷、硫较低、延伸率较大的圆钢，通过对锚杆的锚尾进行强化热处理而制成。杆体可延伸锚杆与同直径、同材质的普通圆钢锚杆相比，其对巷道围岩的支护阻力可提高34%40%，适应围岩的变形量可增大500%以上。阻止深部巷道围岩发生较大变形既不经济也不合理。高强度锚杆支护可提供较大的支护阻力，控制围岩塑性区及破碎区发展、降低塑性区流变速度， 提高支护阻力可以大大减小同岩变形；大延伸量锚杆支护允许围岩有一定变形，降低围岩应力、减少锚杆载荷防止锚杆破断，改善巷道维护状况。因此必需研制大直径、高强度、具有较高延伸率的锚杆来解决深部巷道支护问题，以满足生产的要求。2）增大锚杆预紧力锚杆的作用是加固围岩，改变岩体内摩擦角和粘聚力等力学参数，提高围岩的整体强度，阻止围岩水平和垂直位移，所以，锚杆在安装时给于岩体足够的正压力是相当重要的。锚杆的初锚力是由预紧力矩产生的，它们之间存在以下简单的关系： （16）式中 锚杆轴向拉力，N；螺母所受扭矩，；锚杆直径，m；与锚杆螺纹形式、接触面、材料、导程等有关系数，一般情况下：=0.350.42由式16可知，锚杆的轴向拉力与锚杆的预紧力呈线性关系，锚杆的预紧力越大，轴向拉力也越大。3）提高锚杆锚固力在目前巷道支护中采用锚杆支护时，广泛采用的锚固形式主要有两种基本类型：一是端部锚固型，如倒楔式锚杆、楔缝式锚杆等；二是全长锚固型，如水泥砂浆锚杆、管缝式锚杆及目前广泛使用的全长树脂锚杆等。这两种锚固形式都有各自的特点。全长锚固使锚固范围内的岩体的整体性得到加强，能有效地约束巷道围岩的变形和位移，并有效地提高锚杆支护系统的刚度；而端部锚固则具有经济合理、技术可行、工艺简单等特点。锚杆的锚固形式为端部锚固，此时锚杆除两端与岩体固紧外，其余部分基本上可视为与岩体呈脱离状态。锚杆的锚固形式为全长锚固，此时锚杆全长均与岩体发生作用，即锚杆有效长度均对锚孔孔壁施加摩擦力并具有剪切强度，它不仅提供了支护反力，而且还提高了锚固范围内岩体的值。由于全长锚固锚杆实现了全长锚固，当围岩发生微小不协调变形时，锚杆即可达到工作锚固力，及时提供约束力，限制围岩的进一步变形破坏。与此相反，端部锚固和加长锚固锚杆就必须是在围岩不协调变形发展到一定程度后，才能达到工作锚固力，在时间上要落后于全长锚固锚杆，特别是端部锚固锚杆在围岩不协调变形量很大的情况下才能达到工作锚固力，而此时围岩的整体性已遭到了破坏，不能很好地发挥围岩的自承能力，没有达到加固围岩、提高其自承能力、实现围岩自稳、控制变形的目的。此外，端头锚固时锚杆的工作阻力只作用在两端，锚杆托盘的受力较大，极易引起孔口破裂、岩层被“压酥”而破坏，产生卸载，使锚杆的支护阻力进一步降低，因而失去或减小锚杆对围岩的控制能力；而全长锚固锚杆的工作阻力在锚杆中部最大，孔口较小，因而对孔附近顶板的稳定有利，如图7。锚固剂将杆体与围岩粘结在一起，在围岩深部与浅部不一致的变形过程中，锚固剂将围岩变形传递给杆体，同时将杆体对围岩变形的约束传递该围岩，锚固剂在锚杆与围岩相互作用过程中具有重要作用。树脂锚固剂抗侵蚀性能、耐疲劳稳定性、支护安全性能都优于钢丝绳水泥砂浆锚杆、管缝式锚杆和倒楔式等。因此在深井巷道中大都使用树脂锚固剂。理论分析和实践都说明，如果一次支护由足够的初撑力和支护阻力，有良好的让压性能和适当的让压限度，最好一次及时完成全部支护，全长树脂锚固锚杆锚固力大，并且锚固及时，深部巷道高应力、破坏速度快，应大力使用全长树脂锚固锚杆。图7 全长锚固和端头锚固锚杆的轴向受力1-端头锚固锚杆；2-全长锚固锚杆4）改善锚索性能现用的小孔径树脂锚固预应力锚索材料主要包括索体、锚具和托板，索体材料一般采用钢绞线。小孔径树脂锚固锚索应用初期，由于没有煤矿专用锚索钢绞线，只能选用建筑行业已有的钢绞线规格。较为广泛采用的钢绞线由7根钢丝组成，如图8中(a)，为、 mm，拉断载荷分别为260、353 kN，伸长率分别为3.5%，4.0%。在井下使用过程中，发现17结构锚索有以下弊端：(1) 索体直径偏小，与钻孔直径不匹配，孔径差过大，明显影响树脂锚固力；(2) 索体破断力小，在深井巷道中经常出现拉断现象；(3) 索体延伸率低，不能适应围岩的大变形；(4) 索体强度低，施加的预应力水平低，导致锚索预应力作用范围小，控制围岩离层、滑动的作用差，当锚索比较长时尤为如此。煤炭科学研究总院北京开采研究所联合有关单位，开发出大直径、高吨位的强力锚索。一方面加大了锚索索体直径，从增加到、。不仅显著地提高了索体的破断力，而且使索体直径与钻孔直径的配合更加合理；另一方面，改变了索体结构，采用新型的l9根钢丝代替了原来的7根钢丝，如图8中(b)，索体结构更加合理，而且增加了索体的柔性和延伸率。实验室试验数据表明：119结构的公称直径分别为18.0，20.0，22.0 mm，拉断载荷分别为408，510，607 kN，伸长率均为7.0%。 mm的高强度、低松弛钢绞线的破断力超过600 kN，是 mm的钢绞线破断力的2.3倍；索体延伸率比 mm的钢绞线提高一倍。通过应用新材质、增大锚索直径，提高锚索的延伸量和破断载荷，使锚索适应深部巷道围岩大变形。图8 预应力锚索结构5）加固帮、角关键部位目前我国巷道支护重视顶板、忽视两帮和底板，顶板锚杆支护强度较大、 两帮支护强度较小、底板一般不支护，造成深部巷道两帮及底角破碎区、塑性区很大，大范围的破碎区围岩发生碎涨变形，两帮变形和底鼓十分严重。通过对两帮及底角加强支护、注浆加固，提高两帮及底角破碎区围岩的残余强度和锚杆锚固力，可有效阻止破碎区围岩的碎涨变形，对深部围岩起到支护作用，而且两帮有效支撑顶板，阻止顶板下沉，保持围岩稳定，因此，控制两帮下沉和底角破坏是深部巷道支护的关键。6）完善锚杆支护监测系统锚杆支护是一种隐蔽性很强的工程，只有完善锚杆支护监测系统才能确保锚杆支护巷道的安全可靠性。有必要在深部巷道应用非接触、无损质量的检测仪器，仪器要具有快速、准确、大面积测量的性能，以保证深部巷道的支护效果。4 工程实例4.1巷道地质及生产条件所研究的回采巷道位于-870 m水平。顶板是复合顶板，最大水平应力达到38.13 MPa，煤层及顶板有中等和强烈冲击倾向。巷道所在区域内有五条较大断层揭露，小构造发育。-600 m以上为采空区，下部为未采区，顶底板岩性柱状图如图9，巷道力学性质参数见表3。表3 顶底板岩石力学性质类别抗拉强度/(MPa)抗拉强度/(MPa)粘聚力/(MPa)内摩擦角/()抗弯强度/(MPa)弹性模量/(GPa)泊松比煤252.110.25顶板砂岩8.6146.639.13516.837.50.16底板砂岩3.740.411.53123.70.18图9 顶底板岩柱柱状图4.2地应力测量地应力测试在直接顶砂岩中进行，测试结果见表4。4.3巷道围岩稳定性分类及计算机辅助设计按照我国煤矿缓倾斜、倾斜煤层回采行当稳定性分类方案进行计算，回采巷道为极不稳定的V类巷道。4.4巷道支护设计1）顶板全长树脂锚固高强度锚杆表4 地应力测试结果主应力数值/(MPa)与东西方向夹角/()与垂直方向夹角/()与南北方向夹角/()38.1326.5114.2100.128.3563.928.579.31.6185.5104.114.8全长树脂锚固高强度锚杆施工可靠，人为影响因素小，其锚固力分布于杆体全长，避免了端锚锚杆锚固力集中于周边围岩，使软弱围岩受集中力破坏而导致的锚孔失效；通过贯穿软弱夹层，直接对其进行加固，强化了顶板的稳定性；加锚杆岩体及加锚杆弱面的力学性能也较裂隙岩体有很大提高，顶板围岩的承载能力和抗变形性能达到显著改善，同时结合W型钢带、菱形金属网等辅助支护，能够保证安全并显著降低顶板下沉。应用煤巷锚杆支护设计专用软件分析锚杆长度，不同计算方案的计算结果如图10，在锚杆布置相同时，除底鼓量变化不大外，其它如锚杆长度对巷道变形量影响都较大。当锚杆长度达到1.9 m后，围岩移近量变化缓慢，再增加锚杆长度作用已不大，因此选择顶锚杆长度2.2 m，帮锚杆长度2.0 m。根据实验室试验结果和现场经验，目前广泛采用的锚杆长度L与间距之比为：锚杆长度为2.0 m，由上式得1.11.4，取间排距800 mm。顶锚杆选取BHRB600，具体参数见表5。表5 顶锚杆支护设计参数类别锚固方式锚杆长度/(m)杆体直径/(mm)间排距/(mm)屈服强度/(MPa)抗拉强度/(MPa)顶板全长锚固2.2258006008002）两帮小孔径加长树脂锚固可伸长增强锚杆两帮松软煤体表现出强烈的变形、大范围松动、破坏，主要是掘巷后的高应力作用，正常维护期间塑性流变的影响以及采动影响期的强烈动压作用。合理的支护技术应能有效控制围岩松动变形、降低塑性流变速度、提供有效的侧向支护阻力。采用大钻孔时，软弱煤层中锚杆锚固力低，树脂层过厚，“三径”匹配不合理，同时孔壁易松动破坏。普通端锚锚杆在软弱煤体中锚固力仅有310 kN，而采用小孔径加长树脂锚固时，锚固力可达7085 kN，可以大大强化锚固效果，见表6。表6 帮锚杆支护设计参数类别锚固方式锚杆长度/(m)杆体直径/(mm)间排距/(mm)屈服力/(kN)破断力/(kN)两帮加长锚固2.0168006089图10 锚杆长度与巷道表面位移关系曲线1-顶板下沉；2-两帮移近；3-底鼓3）底角加强锚杆底板软弱煤岩体表现为强烈持续底鼓，抑制底鼓量主要通过加强帮角支护，在帮顶锚杆扇形布置的基础上，于两排锚杆之间两底角处再加打一根锚杆，以强化底角支护结构，锚杆形式及锚固方式与两帮相同。巷道锚杆布置如图11。对比试验巷道的支护形式有两种：第一种是棚式支护段，采用工字钢刚性斜梯形支架，水泥背板。第二种是端部锚固锚杆加锚索支护，顶板锚杆为直径16 mm，锚固长度500 mm，锚杆长2.2 m，屈服强度600 MPa，高强度锚索长5 m，直径22 mm，拉断载荷510 kN，垂直顶板，位于巷道顶板中部偏下。4.5支护质量监测1）测站布置回采巷道实验段全长250 m，工字钢刚性斜梯形支护50 m，全长树脂锚固锚杆支护150 m，端部锚固锚杆加锚索支护50 m。共安设测站9个，分别监测巷道围岩表面位移量、顶板离层值、顶板锚杆受力状况。图11 巷道断面锚杆布置 (1) 巷道围岩位移量从巷道掘出一年时间的观测数据表明：采用高强度全锚锚杆组合支护明显优于金属支架，端锚锚杆组合支护效果与全锚锚杆组合支护相近。三种支护方式的巷道顶底板相对移近量、两帮相对移近量以及它们的相对移近速度曲线分别见图12、图13、图14和图15。图12 巷道顶底板相对移近量曲线1-端锚固锚杆加高强度锚索；2-高强度全长锚固树脂锚杆；3-棚式支护图13 巷道两帮相对移近量曲线1-端锚固锚杆加高强度锚索；2-高强度全长锚固树脂锚杆；3-棚式支护图14 巷道顶底板相对移近速度曲线1-端锚固锚杆加高强度锚索；2-高强度全长锚固树脂锚杆；3-棚式支护图15 巷道两帮相对移近速度曲线1-端锚固锚杆加高强度锚索；2-高强度全长锚固树脂锚杆；3-棚式支护2）顶板岩层离层值根据回采巷道复合顶板的特点，使用双高度离层指示仪。深部基点深3.5 m，固定在稳定的直接顶厚层砂岩内，浅部基点深度1.0 m，固定在粉砂岩层上部，这样就可以监测粉砂岩以及上方0.4 m厚煤层的离层状况。在金属支架支护实验段内，巷道顶板离层严重，部分棚子空顶、漏顶。在全长锚固锚杆实验段内，巷道顶板完整，顶板离层指示仪显示，巷道开挖28 d围岩活动稳定后，顶板岩层中煤层上部的中粒砂岩与煤层下部粉砂岩间的位移差值仅为9 mm。顶板离层曲线如图16。图16 巷道顶板离层值曲线3）顶板锚杆受力状况测力锚杆测试数据表明：高强度全长树脂锚固锚杆受力状况良好，锚杆强度符合设计要求，轴向力变化曲线如图17，但是，位于靠下帮的顶板锚杆在测力杆中部发生局部塑性变形，具体情况如图18。图17 测力锚杆轴力变化曲线1-08.01.16；2-08.02.02；3-08.02.19；4-08.03.08图18 靠下帮的顶板测力锚杆轴力变化曲线1-08.01.16；2-08.02.024.6支护效果和经济效益分析1）支护效果在地质条件无明显变化的250 m试验巷道段内，分别采用金属支架、高强度全长树脂锚固锚杆加高强度锚索支护、端部锚固锚杆加锚索支护。由以上分析可知，全长树脂锚杆和端部锚固锚杆加锚索支护在控制巷道顶底板和两帮变形量方面效果大致相同，但控制巷道顶底板移近速度和两帮移近速度方面全长树脂锚固效果明显好与端部锚杆加锚索支护，也就是全长树脂锚固锚固锚固及时，能够把巷道围岩破碎减小到最小，而端部锚杆加锚索必须滞后一段时间，待围岩破碎后，加大了支护难度。巷道采用金属支架时，由于不能控制顶板破碎，在顶板载荷长期作用下，支架产生显著的变形和破坏，巷道经常修复。全长树脂锚固锚杆能有效地改善围岩力学性质，实测数据表明：全长树脂锚固锚杆与金属支架相比，巷道顶底板与两帮相对移近量均减小50%以上，在整个服务期间不需要翻修。2）经济效益分析全长树脂锚固与金属支架相比较，支护材料及维护费用降低60%以上，见表7。此外，采用全长树脂锚固锚杆时，巷道掘进断面小，施工工艺简单，生产辅助费用低，工作面上、下出口的维护状况得到大大改善，为高产高效工作面的建设提供了基本保证。表7 经济效益比较表比较项目金属支架锚杆支护/(%)支护材料(元/m)177596054维修费(元/m)750152小计(元/m)2525975395 结论通过以上工程实例的研究，我们知道在深井巷道中，由于围岩应力比较大，围岩变形速度快，围岩塑性区也相应扩大，采用架棚等传统的被动方式已不能满足深井巷道围岩变形的要求。采用端锚锚杆加高强度锚索的支护方式，能有效地控制巷道变形及围岩位移量，但由于端锚作用不及时，当端锚起作用时，围岩已经破碎，加大了支护难度，而使用高强度全长树脂锚固锚杆，锚固力大，锚固及时，能有效地控制巷道变形，且在使用期间一般不用维修，支护成本低，我国在深部巷道应大力推广高强度全长树脂锚固锚杆技术。参考文献1 陆士良、汤雷、杨新安.锚杆锚固力与锚固技术.北京：煤炭工业出版社，19982 陈炎光、陆士良.中国煤矿巷道围岩控制.徐州：中国矿业大学出版社，19943 侯朝炯、郭励生、勾攀峰.煤巷锚杆支护.徐州：中国矿业大学出版社，19994 钱鸣高、石平五.矿山压力与岩层控制.徐州：中国矿业大学出版社，20035 袁和生.煤矿巷道锚杆支护技术.北京：煤炭工业出版社，19976 张兴永.MATLAB软件与数学实验.徐州：中国矿业大学出版社，20077 柏建彪、侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究.中国矿业大学学报.2006，第35卷（第2期）：145-1488 康红普、王金华、林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用.煤炭学报.2007，第32卷（第12期）：1233-12389 张雷、赵玮.深部巷道支护技术的探索与建议.煤矿支护.2007，第15卷（第3期）：48-4910 郝海金、张勇、吴健.顺槽巷道锚杆预紧力及工作机理的探讨.湘潭矿业学院学报.2003，第18卷（第4期）：15-1711 徐涛、李化敏、刘长龙.端部锚固与全长锚固作用效果分析.焦作工学院学报.2001，第20卷（第3期）：206-20912 张雷、赵玮. 深部巷道支护技术的探索与建议. 煤矿支护.2007，第15卷（第4期）：48-4913 侯朝炯. 煤巷锚杆支护的关键理论与技术. 矿山压力与顶板管理.2002，第7卷（第5期）：2-5翻译部分英文原文The performance of pressure cells for sprayed concrete tunnel liningsC . R . I . C L AY TO N,J. P. VA N D E R B E R G , G . H E Y M A N N, A . V. D. B I C A a n d V. S . H O P EAbstract:The paper examines the factors that affect the performance of tangential cells embedded in shotcrete tunnel linings. New data, derived from field monitoring, numerical modelling,and calibration tests carried out to simulate the embedment and crimping processes, are presented. These suggest that although well-designed embedded total pressure cells will have cell action factors close to unity, they cannot be assumed to provide reasonable estimates of the stresses within sprayed concrete linings, unless the influences of installation effects, temperature changes, shrinkage and subsequent crimping can be taken into account.Keywords: field instrumentation; tunnels.IntroductionThe pressure cells used for measuring the compressive stresses in shotcrete tunnel linings generally consist of two stainless steel plates with a thin fluid- filled cavity between them. The cavity is connected either to a membrane-type bypass valve or to a vibrating-wire pressure transducer. The use of other direct-stress instruments has been reported in the literature, although infrequently. Pressure cells are typically installed in one of two orientations: radial, to record the stress between the sprayed concrete and the ground surrounding the tunnel; and tangential, to record the hoop stress within the tunnel lining itself. This paper considers only tangential cells.Despite their widespread use in practice, there has been very little research reported in the literature on the use and behaviour of shotcrete pressure cells. Many practitioners remain doubtful of the ability of embedded pressure cells to measure the actual stresses in concrete tunnel linings. In a previous paper reviewing instrumentation for sprayed concrete lined tunnels the present authors noted some of the potential difficulties, stating that it was extremely unlikely that embedded cells be used for monitoring the actual stress in a tunnel lining. Yet, potentially, pressure cells are a valuable source of information that might be used to assess whether tunnel design assumptions are justified, and this paper therefore reports the findings of our further research into this important topic.Factors affecting the pressures recorded by tangential pressure cells in tunnel liningsDirect stress measurement within any medium is made difficult by the many factors that can affect the results. In the case of tangential pressure cells embedded in shotcrete our recent experiences during tunnel monitoring suggest that these are as follows.Cell propertiesThe cell should be constructed so that the stresses in the shotcrete are not significantly modified by its presence. Since the compressibility of the fluid in the cell is less than the surrounding materials it will under-read, but this can largely be compensated for by making the cell wide and thin. The use of cell fluids such as mercury or oil will affect not only the compressibility of cells but also their temperature sensitivity. Changes in temperature will expand the fluid against the surrounding, relatively rigid cell metal and surrounding concrete, and will produce a change in measured stress.Installation effectsThe inadvertent formation of cavities around the cell during shotcreting will lead to a soft measurement system, which will subsequently under-read. Incorrect positioning of the cell within the lining, rotating it towards the radial direction, can also cause it to under-read somewhat, because radial stresses are typically less than 10% of tangential. Indeed the actual thickness of the lining at the point of installation will also affect the interpretation of the stress measurements.Post-installation factorsAs noted above, temperature changes can be expected to lead to changes in measured stresses. Shrinkage during the early life of the shotcrete will result in changes in the recorded stress that are not due to external stress changes. Crimping, which is often undertaken to ensure that pressure cells are properly bedded within the shotcrete , can provide a significant offset to the measured pressures.Numerical and physical experiments, and results from monitoringNumerical modelling and physical simulation have been carried out to assess the actual performance of some stress cells used in practice, and to place their performance in the context of other cell designs.Numerical modelling to assess the effects of cell fluidTo examine the effect of cell fluid on cell performance two idealised circular cells embedded in a block of concrete were modelled under axisymmetric conditions using the finite element package LUSAS. The geometry of the cells and the material properties modelled are shown in Fig. 1. The 160 mm diameter cell is somewhat larger than many of the cells currently in use, whereas the 80 mm cell is smaller, and was considered by the authors to be likely to have an excessive T/D ratio. In the first numerical experiment the effect of the bulk modulus of the cell fluid was investigated, by applying a constant external axial stress and varying the cell cavity pressure . The bulk modulus equivalent to each cell action factor was calculated by integrating the displacements along the surface of the cell cavity. Fig. 2 shows the considerable influence of bulk modulus on cell action factor, but it also shows that when reasonable cell geometries are used cell action factors remain tolerably close to unity when oil is substituted for mercury.Fig. 1. Geometry of cells and properties of materials used during numerical modelling: (a) idealised pressure cell; (b) geometry modelled; (c) material propertiesFig. 2. Effect of bulk modulus of cell fluid on cell action factorPhysical simulationCalibration tests were conducted to evaluate the performance of the vibrating-wire mercury-filled pressure cells, in three phases:(a) During the first phase the manufacturers calibration of the pressure cells was checked by conducting an air pressure calibration on all the cells used.This was done in a 1 m diameter chamber, in the laboratory.(b) The second phase of the experimental work was conducted to investigate whether tangential cells installed under ideal and controlled conditions could produce reliable results. This was done by installing two pressure cells in a precast concrete slab, constructed in the laboratory.(c) The final phase of the experimental work was designed to investigate the performance of the tangential cells under working conditions, as well as to investigate ways of installing the cells to improve their performance. This was done by installing tangential pressure cells in shotcrete slabs, formed in a tunnel under working conditions.The cells used for the experimental work were mercury-filled vibrating-wire cells supplied by Geokon, and with a full-scale range of 20 MPa (Fig. 3). All the pressure measurements were calculated using the temperature correction supplied by the manufacturer.Fig. 3. Vibrating-wire mercury-filled concrete stress cellThe second phase of the calibration testing was carried out to investigate the performance of the tangential pressure cells under ideal and controlled conditions. For this experiment two cells were embedded in a 25 MPa ready-mix concrete slab, 1.0 m high, 1.0 m wide and 0.3 m thick. The two cells were tied to a cage constructed from reinforcing bar meshes, which were identical to those in use in the Heathrow Terminal 4 station tunnels. The experimental set-up is shown in Fig. 4, except that in the first set of experiments two bare cells were used. One bare cell and one precast cell were used in a subsequent experiment, described later in this paper.Fig. 4. Layout of cells embedded in concrete panelDuring the curing period the slab temperature increased to about 32C, and afterwards decreased slowly over several days. Monitoring was carried out until the cell temperatures reached equilibrium with the laboratory environment (Fig. 5).Fig. 5. Temperatures measured after casting cells in ready-mixed concreteAt each load increment the cell readings were observed to stabilise rapidly: creep effects were not apparent. The value of cell action factor was subsequently calculated from pressure cell readings and average applied vertical stresses .The final phase of the experimental work consisted of the evaluation of the tangential pressure cells installed under working conditions. This was done by placing two pressure cells in each of two slabs, similar to the above but constructed using shotcrete in a tunnel at Heathrow Terminal 4. Because the results of the experiment on the cells installed in the concrete slab showed that under ideal conditions the cells seem to perform satisfactorily, it was argued that failure under working conditions might result from installation effects. A major difficulty with the installation of tangential pressure cells is ensuring that no voids are formed in shadow zones around the cell during shotcreting. It was therefore decided to precast one of the cells in each of the two slabs in a tapered concrete block, designed to prevent the formation of shadow zones (Fig. 6).Fig. 6. Detail of cell cast in precast concreteDiscussionTheoretical considerations suggest that a well-designed embe