祁东煤矿3.0Mta新井设计【含6张CAD图纸和说明书】
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祁东
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摘要本设计包括三个部分:一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为祁东煤矿 3.0 Mt/a 新井设计。一般部分共包括 10 章:1.矿区概述及井田地质特征;2.井田境界与储量;3.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限;4.井田开拓;5. 准备方式-采区巷道布置;6.采煤方法;7.井下运输;8.矿井提升;9.矿井通风与安全;10. 矿井基本技术经济指标。祁东矿位于安徽省宿州市埇桥区祁县镇、西寺坡镇和固镇县湖沟区境内,井田中心距宿州市约 20km,交通便利。井田形状近似长方形,东西长约 4.5 km,南北宽约 1.4 km, 面积约 24 km2。井田内开采 61 和 71 煤层,先采 61。煤层倾角 9.0513.8,平均 12.1。两煤层平均厚度均为 7.0 m。井田地质条件较为简单。矿井工业储量为 488.397Mt,可采储量为 297.74Mt。矿井设计生产能力为 3.0Mt/a。矿井服务年限 70.89 a。矿井涌水量不大,正常涌水量为 440 m3/h,最大涌水量为 630 m3/h。煤层相对瓦斯涌出量为 10m3/t,属高瓦斯煤层。煤层自燃倾向等级为三类不易自燃;除无烟煤与天然焦以外,煤尘均具有爆炸危险。矿井采用立井两水平开拓,暗斜井延深,下行开采。一矿一面,采煤方法为综合机械化放顶煤开采。全矿采用胶带运输机运煤,辅助运输采用 1.5 t 固定箱式矿车。矿井通风方式采用两翼对角式。矿井年工作日为 330 d,日净提升时间 16 h,工作制度为“三八制”。专题部分题目是深部巷道支护技术研究。翻译部分是一篇关于低透气性单煤层综合瓦斯抽采技术的论文,英文题目为 Research into Comprehensive Gas Extraction Technology of Single Coal Seams with Low Permeability in the Jiaozuo Coal Mining Area。关键词:新井设计;放顶煤;两翼对角式ABSTRACTThis design contains three parts: the general part,the special subject part and the translation. The general part is a new design of the Qidong mine. This part is divided into 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 mining area; 6.The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic andtechnical norms.The Qidong mine locates at the crosspart of Qixian, Xisipo and Guzhen of Suzhou in Anhui province, 20 km away from the center of the town. And the transportation is very convenience. The shape of minefield is like a rectangle which has a length of 4.5 km in the east and west and a width of 1.4 km in the south and north on average. The total plane area of the mine is about 24 km2. There are two coal seams in the mine NO.61 and NO. 71. Mining the NO.61 coal seam firstly.The angle is about 9.0513.8 degree with an average of 12.1 and the thickness of both coal seams is about 7.0 m. The minefield geological condition is simple.The proved reserves of the minefield are 488.397 million tons. The recoverable reserves are297.74 million tons. The designed productive capacity is 3.0 million tons per year. The service life is 70.89 years. The normal water flow of the mine is 440 m3 per hour and the max water flow is 630 m3 per hour. The Relative gas discharge quantity is 10 m3 per ton, whichmeans it is a high gaseous mine. The coal seam is hardly spontaneous combustion and the level of spontaneous combustion is . Apart from coal without gas, the coal seam is of high explosion hazard.The development of the mine is double levels with vertical shaft at the first level and inclindshaft at the second level. The number of the working faces is only one. The mining method is Comprehensive mechanization with putting off the top coal technology. Several belt conveyers undertake the job of coal transport in the mine and the auxiliary transportation system is centralized juxtapose. The ventilation method is diagonal ventilation system.We work 330 days per year and exaltate 16 hours one day. The threeeight working system is applied for coal mining.The title of the special subject part is Study on the Support of Depth Portion tunnel Technique.The translation prat is a paper about gas extraction technology of single coal seam with low permeability.Its title is Research into Comprehensive Gas Extraction Technology of Single Coal Seams with Low Permeability in the Jiaozuo Coal Mining Area.Keywords:design of mine; top-coal caving; diagonal ventilation system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 矿区地理位置11.1.2 矿区经济概述21.1.3 矿区气候条件21.1.4 矿区的水文情况21.2 井田地质特征21.2.1 井田地质构造21.2.2 井田勘探概述21.2.3 井田地层31.2.4 水文地质特征31.3 煤层特征91.3.1 每层埋藏条件91.3.2 每层群层数及围岩性质91.3.3 煤质特征91.3.4 瓦期、煤尘、自燃发火及地温101.3.5 工业用途102 井田境界与储量112.1 井田境界112.1.1 井田范围确定依据112.1.2 井田范围112.1.3 开采界限112.1.4 井田尺寸112.2 矿井工业储量122.2.1 储量计算基础122.2.2 井田地质勘探122.2.3 工业指标的确定122.2.3 工业储量计算132.3 矿井可采储量162.3.1 安全煤柱留设原则162.3.2 矿井永久保护煤柱损失量162.3.3 矿井可采储量183 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限203.1 矿井工作制度203.2 矿井设计生产能力及服务年限203.2.1 确定依据203.2.2 矿井设计生产能力203.2.3 矿井服务年限203.2.4 井型校核214 井田开拓224.1 井田开拓的基本问题224.1.1 井筒形式的确定224.1.2 工业场地的位置244.1.3 开采水平的确定244.1.4 矿井开拓方案比较244.2 矿井基本巷道334.2.1 井筒334.2.2 开拓巷道334.2.3 井底车场及硐室335 准备方式采区巷道布置435.1 煤层地质特征435.1.1 采区位置435.1.2 采区煤层特征435.1.3 煤层顶底板岩石构造情况435.1.4 水文地质435.1.5 地质构造435.1.6 地表情况435.2 采区巷道布置及生产系统435.2.1 采区位置及尺寸435.2.2 采煤方法及工作面长度的确定435.2.3 确定采区回采巷道的尺寸、支护方式及通风方式445.2.4 煤柱尺寸的确定455.2.5 采区生产系统455.2.6 采区内巷道掘进方法455.2.7 采区生产能力及采出率455.3 采区车场选型设计485.3.1 确定车场形式485.3.2 采区主要硐室布置496 采煤方法506.1 采煤工艺方式506.1.1 采区煤层特征及地质条件506.1.2 确定采煤工艺方式506.1.3 回采工作面参数的确定516.1.4 回采工作面破煤、装煤方式526.1.5 回采工作面运煤方式536.1.6 回采工作面支护方式536.1.7 采放比、放煤步距、放煤方式556.1.8 各工艺过程注意事项566.2 劳动组织和工作面成本576.2.1 劳动组织576.2.2 工作面吨煤成本576.3 回采巷道布置596.3.1 回采巷道布置方式596.3.2 回采巷道参数596.3.2 支护方式617 井下运输637.1 概述637.1.1 井下运输的原始条件和数据637.1.2 井下运输系统637.2 煤炭运输方式和设备选择637.3 辅助运输方式和设备选择657.3.1 选择电机车657.3.2 设备选择668 矿井提升688.1 矿井提升的原始数据和地质条件688.2 主副井提升688.2.1 主井提升688.2.2 副井提升719 矿井通风及安全739.1 矿井通风系统确定739.1.1 矿井概况739.1.2 矿井通风系统的基本要求739.1.3 矿井通风方式的确定739.1.4 矿井通风方法的选择759.1.5 采区通风系统的要求779.1.6 工作面通风方式的选择779.2 矿井风量计算789.2.1 采煤工作面实际需风量789.2.2 备用工作面需风量809.2.3 掘进工作面需风量809.2.4 硐室需风量809.2.5 其它巷道需风量809.2.6 矿井总风量809.2.7 风量分配819.2.8 风量验算819.3 矿井通风总阻力计算829.3.1 矿井通风总阻力计算原则829.3.2 确定矿井通风容易和困难时期839.3.3 矿井最大阻力路线839.3.4 矿井通风阻力计算839.3.5 矿井总风阻等积孔计算889.4 选择矿井通风设备899.4.1 主要通风机选择899.4.2 电动机选型929.5 安全灾害的预防措施929.5.1 瓦斯管理措施929.5.2 煤尘的防治929.5.3 预防井下火灾的措施939.5.4 防水措施9310 设计矿井基本技术经济指标94参考文献96专 题 部 分深部巷道支护技术研究980 引言981 开采深度与巷道围岩变形的关系991.1 国内的研究991.2 德国的研究991.3 前苏联的研究1002 深部巷道围岩稳定的关键理论和变形规律1012.1 围岩稳定理论1012.2 深部围岩岩爆理论1022.3 深部软岩非线性大变形理论1022.4 深部巷道围岩变形规律1032.4.1 深部巷道围岩具有软岩的力学特征1032.4.2 巷道围岩稳定性分类1032.4.3 深部围岩巷道载荷特征1043 深部巷道支护方式1053.1 U 型钢可缩性支架支护1053.1.1 拱形 U 型钢可缩性支架1053.1.2 环形 U 型钢可缩性支架1053.2 锚杆支护1063.2.1 锚杆支护原理1063.2.2 锚杆支护设计方法1083.3 锚喷支护1083.3.1 锚喷支护方法1083.3.2 锚喷支护特点1093.4 锚索支护1103.4.1 锚索支护作用1103.4.2 锚索的结构和形式1103.4.3 锚索支护作用机理1103.5 锚网支护1113.5.1 锚网支护对围岩稳定作用1113.5.2 锚网支护的优点1113.6 锚杆-锚索联合支护1123.6.1 锚杆-锚索联合支护作用1123.6.2 锚杆-锚索联合加固原理1123.6.3 锚杆-锚索支护作用的互补原理1134 深部巷道支护技术研究1144.1 巷道支护设计原则1144.2 支护设计基本流程1144.3 巷道支护的主要形式1154.4 深井巷道支护1154.4.1 深井巷道支护原理1154.4.2 支护结构形式1164.4.3 支护方法及对策1165 深部巷道锚杆支护技术优化1175.1 深部巷道锚杆支护作用机理1175.1.1 锚杆锚固力1175.1.2 径向锚固力的作用机理1175.1.3 切向锚固力的作用机理1195.2 深部巷道锚杆支护技术1215.2.1 采用大直径、高强度、大延伸量锚杆1215.2.2 增大锚杆预紧力1225.2.3 提高锚杆锚固力1225.2.4 改善锚索性能1225.2.5 加固帮、角关键部位1235.2.6 完善锚杆支护监测系统1246 工程实例1246.1 巷道地质及生产条件1246.2 地应力测量1246.3 巷道围岩稳定性分类及计算机辅助设计1246.4 巷道支护设计1256.4.1 顶板全长树脂锚固高强度锚杆1256.4.2 两帮小孔径加长树脂锚固可伸长增强锚杆1256.4.3 底角加强锚杆1266.5 支护质量监测1276.5.1 测站布置1276.5.2 顶板岩层离层值1296.5.3 顶板锚杆受力状况1306.6 支护效果和经济效益分析1316.6.1 支护效果1316.6.2 经济效益分析1317 结论132参考文献133翻 译 部 分英文原文135中文译文146致谢156一般部分1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置祁东煤矿位于安徽省宿州市埇桥区祁县镇、西寺坡镇和固镇县湖沟区境内,井田中心距宿州市约 20km。其地理坐标为:东经:11702491171018 北纬:332245332653矿区交通极为便利:北距宿州站约 20 公里,京沪铁路、宿固公路从本区东北通过,宿蚌公路 206 国道经由井田西侧,矿井专用公路 6.5 公里与 206 国道相连,青(疃) 芦(岭)矿区铁路从井田北通过,公路通徐州、阜阳、淮北、蚌埠等地,矿井专用铁路线807 公里连接青芦线,浍河从井田西南部穿过,流经本井田约 10km,常年通航,乘船可进入淮河和洪泽湖。交通位置如图 1-1。图 1-1 祁东煤矿交通位置图1.1.2 矿区经济概述矿井地区村庄和人口稠密,浍河是区内最大地表水体,也是农业灌溉的主要水源,由于浍河沿岸的煤矿长期把未经净化含有大量煤粉及其他杂质的地下水排到河内,造成了河水矿化度高、硬度大,致使河水变质、污染严重,无法饮用。1.1.3 矿区气候条件本区气候温和,属北温带季风区海洋大陆性气候。气候变化明显,四季分明。冬季寒冷多风,夏季炎热多雨,春秋两季温和。据宿州市气象局 19802000 年观测资料,年平均温度:1415 摄氏度,最高 40.2 摄氏度,最低-20.6 摄氏度。年平均降雨量:1260mm, 最大降雨量 1420mm,雨量多集中在 7、8 月份。最大风速 18m/s,春季多东北风,夏季多东东南风,冬季多北西北风。无霜期 210240 天,冻结期一般自每年 11 月中旬至次年 3 月下旬。1.1.4 矿区的水文情况本井田地处淮北平原中部,地势平坦,地面标高+17.02+22.89m,一般在+21.00m, 井田西北、东北地势略比东南高,新生界松散层厚度 234.7453.0m。浍河从井田南部穿过,全长约 265km,流域面积 4580km2,河水自西北流向东南,属淮河支流,为季节性河流,其河床蜿蜒曲折,宽 50 150m,深 3 5m,两岸筑有河堤。年均水位:祁县闸上游+17.22m,下游为+16.07m; 年均流量:上游的星光为 7.85m3/s,下游的固镇为 23.2m3/s。每年 7 9 月份水位较高,流量较大,10 月份至次年 3 月为枯水期,干旱严重时甚至断流。历史上浍河的最高洪水位为24.5m,据近几年水文资料记载,1984 年丰水期最高洪水位祁县闸上游达 20.75m,下游达 20.70m。1978 年枯水期最低水位祁县闸上、下游河干,1973 年至 1985 年平均水位祁县闸上游水位标高 17.72m,下游 16.07m。历年最大流量:1965 年临涣 865m3/s,1954 年固镇 1340m3/s;历年最小流量: 临涣、固镇均为零;历年平均流量:1973 年至 1985 年临涣 7.85m3/s,固镇 23.2m3/s。自 1968 年 12 月新汴河挖成后,区内再也没有发生洪水灾害,目前地表水对煤矿开采和矿区建设没有危害。地表下潜水丰富,一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地质构造祁东煤矿位于淮北煤田宿县矿区宿南向斜内。宿南向斜的构造位置属徐淮隆起的徐宿坳陷区的南部,其主体构造表现为向斜断块形态,故宿南向斜为一由向斜块段控制而东翼又为后期逆冲构造切割的不完整向斜,向斜轴向近南北,东翼受西寺坡逆冲断层由东向西推覆挤压影响,浅部地层倾角较大,并发育有一系列逆断层;西翼构造较为简单,地层倾角较平缓,断层稀少。宿南向斜东南部中生代岩浆岩活动较为强烈,侵入层位主要为 6、7、8、9、10 煤层, 其中对 10 号煤层影响较大。从向斜东南部到西北部,从下部煤层到中部煤层,岩浆侵入有逐渐减弱的趋势。1.2.2 井田勘探概述祁东煤矿位于宿南向斜的东南端,属宿南向斜的东南翼,其构造形态基本为一走向近东西、倾向北、倾角为 10-15 度的单斜构造,并在其上发育有次一级褶曲和断层。地质精查阶段在区内查出褶曲 2 个、断层 15 条(不含龙王庙勘探区内的F16 和 F20)。地震补勘阶段在补勘范围内查出褶曲一个,组合断层 45 条,其中落差 5m 以下的为 22条。本次在原地质精查报告的基础上,结合建井地质资料,对地震补勘所组合的断层进行了充分研究,考虑到二维数字地震的分辨能力和测线网度的限制,对地震所发现的落差小于 5m 的小断层一般未予组合利用,对落差较大的断层在确认存在断点的基础上进行了合理组合,全区共查出褶曲 2 个,断层 20 条。查出的褶曲为魏庙断层以南的马湾向斜及魏庙断层以北浅部的圩东背斜。在查出的 20 条断层中,按断层性质分:正断层 13 条,逆断层 7 条。按断层落差分:落差大于或等于 50m 以上的断层 7 条,落差在 5030m 之间的断层 3 条,落差 3020m 之间的断层 3 条,落差在 2010m 之间的断层 6 条,落差在 105m 之间的断层 1 条。按断层走向分:走向北东或北北东的断层 9 条,走向北西的断层 5 条,走向近南北的断层 4 条,走向近东西的断层 2 条。1.2.3 井田地层本区含煤地层为石炭二叠系,石炭系暂未作勘探对象。二叠系含煤地层为山西组、下石盒子组、上石盒子组,其总厚大于 788 米,共含煤 1030 余层,其中可采者有 2 层, 可采煤层平均总厚 14.00 米。由老到新分述如下:(1) 二叠系下统山西组(P1S)本组下界为石炭系太原组一灰之顶,其间为整合接触,上界为铝质泥岩下砂岩之底。地层厚度为 100135 米,平均 124 米。含 11、(不可采)10(不可采)两个煤层。其岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成,下部(11 煤下)以深灰-灰黑色粉砂岩为主,局部地段夹灰色细砂岩;中部(1110 煤间)以粉砂岩和砂泥岩互层为主,上部(10 煤以上)由砂岩、粉砂岩和泥岩组成。(2) 二叠系下统下石盒子组(P1X)本组下界为铝质泥岩下分界砂岩之底,与山西组呈整合接触,上界为 K3 砂岩之底。地层厚度为 205245 米,平均 234 米。含 4、6、7、8、9 五个煤组十余层煤,可采者为 61、71 共计两层。岩性由泥岩、粉砂岩、砂岩、煤层和铝质泥岩组成。砂岩多集中于 639 煤间和 4 煤上;该组底界“分界砂岩”位于铝质泥岩下 1028 米,平均 13 米左右,但该层砂岩在本区不稳定、不甚发育,常被泥岩和粉砂岩代替。铝质泥岩位于 9 煤层下 321 米, 平均 8 米左右,岩性为浅乳灰白色,杂有紫色、绿色、黄色花斑,具鲕状结构,富含铝土, 为本区煤岩层对比的良好标志层。(3) 二叠系上统上石盒子组(P2S)本组下界为 K3 砂岩之底,与下伏下石盒子组为整合接触,上界不清,地层厚度大于400 米。含 1、2、3 三个煤层组,但煤层都不可采。本组由粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成,下部(3 煤下)由砂岩、杂色泥岩、煤层组成,砂岩为白色-灰白色,细中颗粒,底部砂岩成份单一,石英含量可高达 90%以上;泥岩为灰色杂有大量紫色花斑,含分布不均的菱铁鲕粒和铝土质。中下部(32 煤间)以紫色和灰色泥岩为主,砂岩层较少,常在 3 煤层顶板附近发育有厚层中细砂岩。中上部(21 煤间)以粉砂岩和泥岩为主,间夹砂岩。上部(1 煤上)以粉砂岩和砂岩为主,夹泥岩。祁东煤矿煤系地层基岩面标高约为-50-430m。祁东矿综合柱状图如图 1-2 所示。1.2.4 水文地质特征(一)新生界松散层含、隔水层(组)根据其岩性组合特征及其区域水文地质剖面对比,自上而下可划分为四个含水层(组) 和三个隔水层(组)。(1) 第一含水层(组)底板埋深 31m 左右,含水层总厚 1520m,29-30 线北东厚度可达 30m 左右。上部近地表 0.5m 左右为褐黑色耕植土壤,埋深 35m,富含钙质结核和铁锰质结核。中、下部由土黄色粉砂、粘土质砂、细砂夹薄层粘土及砂质粘土组成,富水性中等,据孔抽水试验资料:水位高 17.32m,q=0.57l/s.m,T=70.1156m2/d,k=2.9094m/d,矿化度 0.356g/l,全硬度 12 德国度,水质为重碳酸钾钠镁钙水。(2) 第一隔水层(组)底板埋深 48m 左右,隔水层总厚 814m 左右,由灰黄色及浅黄色粘土、砂质粘土组成,夹 23 层薄层砂和粘土质砂。可塑性较好,塑性指数为 15.621.00,分布稳定,隔水性较好。本组在局部粘土变薄地段,具有弱透水性,构成一含与二含之间的越流水文地质条件。(3) 第二含水层(组)底板埋深 88m 左右,含水层总厚 1025m 左右,厚度变化大,由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂组成,含水层中夹粘土层一般 35 层,组成一复合含水组,以河间阶地沉积物为主,砂层不发育,多呈薄层状,富水性弱,而河漫滩沉积地带砂层较发育,富水性中等。(4) 第二隔水层(组)底板埋深 111m 左右,隔水层总厚 1016m,由棕黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土组成,夹 23 层透镜状砂及粘土质砂,可塑性好,塑性指数 16.927.6,分布稳定,隔水性好。本组局部厚度小于 10m,含钙质结核的砂质粘土具有透水性,构成二含与三含之间的越流水文地质条件。(5) 第三含水层(组)底板埋深 199m 左右,含水层总厚 5570m,在 26-27 线之间含水层总厚可达 90m 左右。全层厚度大,分布稳定,水平性强,在埋深 145170 m 左右有 12 层 1020m 左右的厚粘土层把含水层(组)分为上、下两部分。上部:由浅红色、灰白色中、细砂和粘土质砂组成,砂层中含泥质少,夹 34 层粘土,含水层厚 3040m 左右,分布稳定,局部在埋深 120140m 左右,有 12 层薄层中细砂岩(盘),偶见有溶蚀现象,据水 3 和 26-2711 孔抽水试验资料,水位标高 19.4019.79m, q=0.780.87l/s.m,T=233.497257.1955m2/d,k=6.41396.768m/d,矿化度 0.6620.776g/l,全硬度 16.4221.04 德国度,水质为重碳酸钾钠镁水和重碳酸硫酸钾钠镁水,富水性中等。下部:由灰黄色、灰绿色细砂、粉砂及粘土质砂组成,砂层中含泥质较多,夹 23 层粘土,含水层厚 2530m 左右,分布稳定。据水孔抽水试验资料,水位标高 19.22m, q=0.14l/s.m T=143.566m2/d,k=4.587m/d,矿化度 1.113g/l,全硬度 31.44 德国度,水质为硫酸重碳酸钾钠镁钙水。从抽水试验恢复水位资料来看,富水性较上部弱。(6) 第三隔水层(组)底板埋深在 332m 左右,隔水层总厚 80100m 左右,最薄处在小张家潜山顶,厚度亦有 31.90m。由灰绿色、棕黄色粘土组成,夹多层薄层粘土质砂和粉细砂,质纯细腻,塑性指数 16.935.9,可塑性强,有膨胀性,局部地段在埋深 220245m,有 12 层透镜状含图 1-2综合柱状图图第 9 页泥质较多的粉砂、粘土质砂,且具有清晰的水平层理,中上部含铁锰质结核,下部含钙质团块,底部含较多钙质结核和铁锰质结核。本组分布稳定,水平稳定性强,在古潜山地带直接与基岩接触,隔水性良好,是矿内重要隔水层(组),它阻隔了地表水、一含、二含、三含的地下水与四含和煤系地层的水力联系。(7) 第四含水层(组)直接与煤系地层接触,两极厚度 059.10m,平均厚度 3540m,井田内四含厚度变化大,由于沉积条件和环境各不相同,显示了岩性组合及富水性强弱都有明显差异。由于受古地貌形态的制约,井田中部偏西为一近南北向谷口冲洪积扇,其东西两侧为残坡积 漫滩沉积,四含主要分布在此范围内,在古潜山附近和 29-30 线以东无四含分布,属四含缺失区。其中,谷口冲洪积扇岩性主要由砾石、砂砾、粘土砾石、砂、粘土质砂组成,夹多层薄层粘土或砂质粘土。含水层总厚 3550m,水位标高+19.00+21.75m,单位涌水量0.0340.219l/s.m,导水系数 107.68161.8m2/d,渗透系数 0.1143.282m/d,矿化度 1.4581.582g/l,全硬度 31.5244.15 德国度,水质为硫酸氯化钾钠钙镁水,富水性中等;残坡积 漫滩沉积主要由砂、粘土质砂、粘土砾石、砂砾组成,夹薄层粘土,含砾粘土、砂质粘土的层数增多,含水层总厚约 1020m,富水性较谷口冲洪积扇弱,水位标高+20.71m,单位涌水量 0.100l/s.m,渗透系数 0.855m/d,矿化度 1.418g/l,全硬度 27.96 德国度,水质为硫酸重碳酸氯化钾钠水。残坡积漫滩沉积与风化剥蚀区的分界线为四含的隔水边界。据建井期间(2000 年 10 月12 月)所施工的 SQ1、SQ2、SQ3 共 3 个四含长观孔的抽水试验资料,水位标高+8.281+9.809m,单位涌水量 0.03850.3093l/s.m,渗透系数 0.07551 0.6843m/d,矿化度 1.4821.56g/l,水质为重碳酸硫酸氯化钾钠水。建井时期(2000 年 10 月12 月)的水位较精查时期(19831984 年)约降低了 10.71911.941m。由于新生界松散层为多层含、隔水层交互沉积的复合结构,三隔有效地阻隔了三含与四含之间的垂向水力联系,含水层水以水平运动为主。所以,祁东煤矿内整个松散层的富水特点基本上是“中部相对较强,上部、下部相对较弱,中、下部之间阻隔”。残坡积漫滩沉积与风化剥蚀区的分界线为四含的隔水边界。本区为第四系松散层所覆盖,矿井主要充水因素为新生界松散层孔隙含水组(四含水),二叠系砂岩裂隙含水组。本井田煤系地层富水性弱,并以静水量为主,水量具有衰减疏干趋势。新生界松散层第四含水层(组)富水性中等,正常情况下留设一定距离的防水煤岩柱,四含水对矿井开采无大的影响。(二)二迭系主要可采煤层(组)间含、隔水层(段) 煤系地层含、隔水层(组)煤系地层砂岩裂隙不发育,即使局部地段裂隙稍发育,但亦具有不均一性,其富水性弱,不能明显划分含、隔水层(段)的界线,仅根据煤系地层岩性组合特征和主要可采煤层(组)的赋存条件,划分如下含、隔水层(段)。(1)12 煤(组)隔水层(段):顶界与第三系呈角度不整合接触,风化带深度 1530m 左右。由泥岩、粉砂岩和砂岩组成,以泥岩、粉砂岩为主。隔水层总厚 92.50134.00m,平均厚度 115m,裂隙不发育, 在钻探揭露时未发现漏水,本次在检 1 和检 2 孔的抽水试验资料,也表明富水性弱,隔水性良好。(2)3 煤(组)上、下砂岩裂隙含水层(段)主采煤层 32 煤的直接顶、底板一般为泥岩。煤下 35m 左右有浅灰色细中粒砂岩(K3砂岩)分布,厚度 020m 左右,变化较大,本段含水层总厚 9.535.5m, 平均 25m,裂隙较发育,钻孔揭露有补 284,24-2510 和补 308 孔漏水。据 25-267 和 2712 两孔抽水试验资料,水位标高 15.22 18.27m, q=8.510 -4 4.710 -3l/s.m, T=1.2087m2/d , k=0.002 0.0508m/d,矿化度 0.8010.817g/l,水质为重碳酸氯化钾钠水和重碳酸硫酸氯化钾钠水。从抽水试验的涌水量、水位降深、水质及恢复水位资料分析,本含水层(段)地下水补给条件极差,地下水以储存量为主,水量具有衰减疏干趋势。(3)46 煤(组)隔水层(段)主要由泥岩及粉砂岩组成,夹 24 层砂岩。隔水层总厚 50134m,平均厚 91m,岩芯致密完整,裂隙不发育,钻探揭露时未发现漏水,隔水性良好。(4)79 煤(组)间砂岩裂隙含水层(段)以中细粒砂岩为主,主采煤层 71 的直接顶底板多为砂岩,其中 82 煤在 26 线与 27 线之间有岩浆岩为其直接顶底板,9 煤在 26 线以东其直接顶底板多数为岩浆岩,含水层总厚 1158m,平均厚度 36m。裂隙较发育,但具不均一性,差异较大,富水性弱,钻探揭露时补 285、2412、补 293、补 296、补 306 和 303 孔漏水,未发现岩浆岩漏水,据 304、补3011 和 27-282 三孔抽水试验:水位标高 18.7819.00m,q=0.00440.023l/s.m,T=1.637.51m2/d,k=0.0480.3362m/d,矿化度 1.0851.525g/l,水质为硫酸重碳酸钾钠水和硫酸重碳酸钾钠水。(5)铝质泥岩隔水层(段)以泥岩、铝质泥岩、粉砂岩为主,隔水层总厚 8.535.00m,平均厚度 18m 左右,全区稳定,标志明显,岩芯致密完整,隔水性良好。(6)10 煤(组)上、下砂岩裂隙含水层(段)10 煤(组)上为中细粒砂岩,岩性疏松,而煤(组)下为砂泥岩互层和细砂岩。含水层厚度变化较大,总厚 338m,平均 17m。裂隙不发育,富水性弱,钻探揭露时仅补 281 和 325 孔漏水。(7)11 煤(组)至太原组一灰隔水层(段)以海相沉积的泥岩或粉砂岩为主,隔水层总厚 20.545m,平均厚度 31m。全区稳定, 隔水性良好。局部地段由于受断层影响,导致隔水层变薄或使 10 煤与太原组石灰岩接触, 使其起不到隔水作用时,很可能发生底鼓或断层导水。(三)太原组石灰岩岩溶裂隙含水层(段)矿井内有 26-276 孔完整揭露了太原组,25-262 孔于太原组五灰终孔。全组厚 194m,含石灰岩 10 层,总厚约 80m 左右,占全组厚度的 40%左右,区域和本井田石灰岩的主要富水地段都在浅部潜伏露头带,浅部岩溶裂隙发育,向深部减弱。由于岩溶裂隙发育不均一性,其富水性差异明显。14 层石灰岩厚度 31.4533.60m,岩溶裂隙发育,富水性强,钻探揭露有 25-262、26-276 和 2711 三孔漏水。据 25-262 孔抽水试验资料: 水位标高 19.60m,q=0.183l/s.m,T=114.99m2/d,k=3.4223m/d,矿化度 1.578g/l,全硬度44.88 德国度,水质为硫酸氯化钾钠钙水。据 2000 年 10 月12 月所施工 ST1 太原组 14 层灰岩长观孔抽水试验资料:水位标高为 10.005m,q=0.02742l/s.m,k=0.10614m/d,矿化度 1.486g/l,水质为重碳酸氯化物硫酸钾钠水。据 ST1 太原组 14 层灰岩长观孔今年 29 月水位观测情况分析(表 1-2),目前水位标高为 7.65m,平均月降幅为 0.20m。表 1-1含、隔水层情况汇总表含、隔水层划分含、隔水层厚度(m)岩性一含1520以土黄色粉砂、粘土质砂、细砂夹薄层粘土及砂质粘土为主一隔814以灰黄色及浅黄色粘土、砂质粘土为主, 夹 23 层薄层砂和粘土质砂二含1025以浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂为主,含水层中夹粘土层一般 35 层二隔1016以棕黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土为主,夹 23 层透镜状砂及粘土质砂三含5570上部以浅红色、灰白色中、细砂和粘土质砂为主,砂层中含泥质少,夹 34 层粘土;下部以灰黄色、灰绿色细砂、粉砂及粘土质砂为主,砂层中含泥质较多,夹 23 层粘土三隔80100以灰绿色、棕黄色粘土为主,夹多层薄层粘土质砂和粉细砂四含3550谷口冲洪积扇内以砾石、砂砾、粘土砾石、砂、粘土质砂为主,夹多层薄层粘土或砂质粘土;残坡积漫滩沉积以砂、粘土质砂、粘土砾石、砂砾为主,夹薄层粘土,含砾粘土、砂质粘土的层数增多ST1 孔抽水试验资料与精查时期的25-262 孔(1985 年4 月施工)除在水位上差别较大外, 其它基本上变化不大,分析主要原因可能为邻近祁南和桃园两矿通过几年的井下排水所导致, 桃园矿 95-1 观测孔, 观测层位也是太原组 1 4 灰,1995 年移交时水位标高为20.03m,2000 年 3 月为 9.20m,水位平均年降幅为 2.4m。是由于矿井排水,造成煤系水位不断下降,而导致太灰水位也不断下降,同时也说明太灰水是煤系水的补给水源。表 1-2ST1 孔 2001 年水位观测统计表月份23456789水位9.609.599.469.279.258.718.207.65第一层石灰岩顶板距 10 煤层 59m 左右,在正常情况下石灰岩岩溶裂隙水对 10 煤开采无影响。(四)奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层(段)在 26-276 孔揭露 10.33m,岩性为浅灰灰白色,含紫色及肉红色斑点,致密性硬,局部含白色云质。据区域资料,该层段石灰岩岩溶裂隙发育,富水性强。据临涣矿6 孔和童亭背斜水源孔抽水试验资料:q=0.1311.29l/s.m,k=1.0717.92m/d。另据任楼矿突水资料, 1996 年 3 月 4 日,由于导水陷落柱导通含水丰富的奥灰含水层,致使 7222 工作面发生特大突水灾害,一般涌水量为 11854m3/h,高峰流量达 34570m3/h,使年产百万吨矿井停产半年多,由此可见,奥灰富水性极不均一,差异很大,一般情况下浅部露头带含水较丰富, 但在正常情况下,该含水层远离主采煤层,一般对矿坑无直接充水影响。矿井正常涌水量为 437.06 m3/h(预算 390.9 m3 /h),本次设计取 440 m3/h,最大涌水量为 586.10 m3/h(预算 581.4 m3 /h),本次设计取 630 m3/h。总的来说,本矿井用水量不大。1.3 煤层特征1.3.1 每层埋藏条件走向近东西,倾向近南北,南高北低,倾角 1114 度左右。基岩风化带:15.717.9m强风化带厚:6.789.08m煤层的露头深度:-350m;风化带深度:-366m。1.3.2 每层群层数及围岩性质本区二叠系含煤地层共含 111 煤层(组),其中可采煤层有 61、71 两个煤层。现从上而下将各可采煤层分述如下:61 煤:位于 60 煤层下 11 米左右,煤厚 6.907.10 米,平均 7.00 米。煤层结构简单,少有夹矸, 为较稳定的可采煤层。61 煤顶板为灰色浅灰色泥岩、粉砂岩及细粉砂岩,厚度 1.72 18.38m,平均 6.83m,致密、块状,自然状态下单向抗压强度为 17.217.5MPa,平均 17.4 MPa;底板为灰色泥岩、粉砂岩,厚度 1.697.83m,平均 4.26m,自然状态下单向抗压强度为 21.628.9 MPa,平均 25.3 MPa。71 煤层:位于 63 煤层下 30 米左右,煤厚 6.907.10 米,平均 7.00 米。煤层结构一般以一层泥岩夹矸为多,在 71 和 72 煤层合并区内,可有 23 层夹矸。属复杂结构煤层。为较稳定主要可采煤层。71 煤直接顶为灰色深灰色泥岩、粉砂岩及砂泥岩互层,局部无直接顶,厚度 019.42m,平均 4.22m,自然状态下单向抗压强度为 33.834.8 MPa,平均 34.5 MPa。老顶为浅灰色灰白色细粒石英砂岩,石英为主,次为长石,断续波状层理,分选中等, 泥、硅质胶结,中下部契型层理、斜层理,含菱铁质结核,底部可见泥质包体,厚度 0.42 20.53m,平均 13.87m,自然状态下单向抗压强度为 22.2108.4 MPa,平均 64.6 MPa。局部存在厚度约 0.1m 的炭泥伪顶。底板为灰色深灰色泥岩,块状,含较多植物化石碎片及植物根茎化石,自然条件下单向抗压强度为 26.951.1 MPa,平均 35.5 MPa。综上所述,61、71 煤为全区可采,结构较简单的较稳定厚煤层,下面的设计只针对这两层煤。1.3.3 煤质特征物理性质:本区 69 煤,黑色条痕呈棕色黑色,玻璃光泽,条带构造,碎块状、粉末状。性较脆,阶梯状断口,内生裂隙发育,硬度 2.5 左右,以暗煤、亮煤为主,夹有亮煤条带。煤质特征:61 煤为中灰煤,基本在(2025)%之间,71 煤为中富灰煤,一般为15%30%之间;61、71 煤均为中高发热量、中高挥发分、特低磷、特低硫。主要煤种为肥煤、1/3 焦煤。第 11 页本矿井煤质以中灰为主,属特低硫,特低磷,中等高等挥发气肥煤,是良好的炼焦配煤和动力用煤。本井田气煤、肥煤、焦煤和无烟煤分别占总储量的 58.3%,36.7%,5%。牌号以气、肥煤为主,灰分 Ad 为 1540%,挥发分 Vdaf 为 29.7741.45,硫分 Std 小于1%,水分 Mad 为 45%,发热量为 2329Mj/kg。表 1-3煤层情况汇总表煤层煤层厚度/m煤层间距/m煤层结 构(夹石层数)稳定程度可采情况顶、底板特征顶板底板616.907.10309502稳定可采泥岩、粉砂岩及细粉砂岩灰色泥岩、粉砂岩716.907.1012稳定可采细粒石英砂岩灰色深灰色泥岩1.3.4 瓦期、煤尘、自燃发火及地温(1)61 煤区内有 3 个钻孔瓦斯样,总体上区内大部为低瓦斯含量区,但在 28 线以东-500m 以深存在瓦斯含量富集区,局部可能存在瓦斯积聚区。71 煤以瓦斯低含量为主(10 ml/g,2728 线-500m 以深伴有瓦斯含量富集区(10 15 ml/g)。综上可知,本井田-500m 水平以上以低瓦斯为主,-500m 水平以下有瓦斯突出危险, 对整个矿井进行设计时,按高瓦斯矿井对待。(2) 本井田各煤层自燃倾向等级为三类不易自燃;除无烟煤与天然焦以外,煤尘均具有爆炸危险。(3) 本井田的恒温带深度为 33m,温度为 17.9,温度梯度为 2.6/100m,属于以地温正常为背景的一级高温区,局部为二级高温区。1.3.5 工业用途洗精煤若配以低灰分瘦、贫煤作瘦化剂,可获得良好的焦碳,故可作为炼焦配煤使用; 中煤可作为动力用煤使用。表 1-4可采煤层煤质情况汇总表煤层水份Wmad(%)灰份Ad(%)挥发份Vdaf(%)发热量Qd(卡/克)St,d(%)Pd(%)610.9821.9533.9063740.230.012711.6120.0833.7265510.220.0062 井田境界与储量2.1 井田境界2.1.1 井田范围确定依据在煤田划分为井田时,要保证各井田有合理的尺寸和境界,使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有:(1) 井田范围内的储量,煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应;(2) 保证井田有合理尺寸;(3) 充分利用自然条件进行划分,如地质构造(断层)等;(4) 合理规划矿井开采范围,处理好相邻矿井间的关系。2.1.2 井田范围东部边界:以 33 勘探线为界,与龙王庙勘探区接壤; 西部边界:以 F22 断层为界与祁南矿井相邻;南部边界:太原组灰岩顶界面;北部边界:以煤层-950m 水平 71 煤层底板等高线的垂直投影。2.1.3 开采界限开采上限:61 煤层以上无可采煤层。下部边界:71 煤层-950m 水平。2.1.4 井田尺寸井田赋存有可采煤层两层,尺寸分别叙述如下。其中 61 煤最大走向长度约为 9045 m,最小长度约为 4903 m,平均长度为 9002 m,最大倾斜长度 2960 m,最小倾斜长度 1467 m,平均倾斜长度 2687 m,井田面积约 24.2 km2。该煤层南部经勘探论证可以开采,则其南部边界可以扩展;西部可根据市场的需要开发天然焦,开阔边界。井田 61 煤赋存状况如图 2-1。图 2-161 煤赋存状况图71 煤最大走向长度约为 9063 m,最小长度约为 3648 m,平均长度为 9004 m,最大倾斜长度 2937 m,最小倾斜长度 1457 m,平均倾斜长度 2897 m,井田面积约 26.1 km2。该煤层南部经勘探论证可以开采,则其南部边界可以扩展;西部可根据市场的需要开发天然第 12 页焦,开阔边界。井田 71 煤赋存状况如图 2-2。图 2-271 煤赋存状况图2.2 矿井工业储量2.2.1 储量计算基础(1) 根据祁东矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算;(2) 依据煤炭资源地质勘探规范关于化工、动力用煤的标准:计算能利用储量的煤层最低可采厚度为 0.8m,原煤灰分不大于 40%;计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.70.8m。(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。(5) 井田内主要煤层稳定,厚度变化不大,煤层产状平缓,勘探工程分布比较均匀, 采用地质块段的算术平均法。(6) 煤层容重:61 煤层容重为 1.4 tm3,71 煤层容重为 1.4 tm3 。2.2.2 井田地质勘探井田地质勘探类型为精查,属详细勘探。井田范围内钻孔分布,井田内钻孔分布比较均匀,勘探详细。井田内西部边界附近以及东部边界附近属B 级储量,断层附近属 C 级储量,其它区域为 A 级储量。高级储量占 99.6%,符合煤炭工业设计规范要求。61 煤层最小可采厚度为 6.90 m,最大可采厚度为 7.10 m,平均 7.00 m。71 煤层最小可采厚度为 6.90 m,最大可采厚度为 7.10 m,平均 7.00 m。2.2.3 工业指标的确定(1) 煤层最低可采厚度不分倾角,均采用 0.6m;(2) 煤层最高可采灰分不大于 40%;(3) 煤层的最低发热量不低于 14.54MJKg。第 14 页2.2.3 工业储量计算(一)工业储量是指在井田范围内,经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求,目前可供开采利用的列入平衡表内的储量。矿井的地质资源量=探明的资源量 331+控制的资源量 332+推断的资源量 333探明的资源量 331=经济的基础储量 111b+边际经济的基础储量2M11+次边际经济的资源量 2S11;探明的资源量332=经济的基础储量122b+边际经济的基础储量2M22+次边际经济的资源量 2S22;矿井工业储量: +(二)储量计算块段划分原则(1) 稳定或不稳定的煤层,高级储量的外围,以不超过基本线距的 12 距离外推次一级储量;(2) 打丢煤钻孔不参与可采边界的圈定;(3) 井田内可跨越已查明的落差不大于 50m 的地段,降为C 级储量,其断层两侧各留 3050m 的煤柱,若断层密集,不能跨越断层划分高级储量;(4) 见煤点的煤层厚度低于 0.6m 时,用插入法求出可采边界,对未见煤钻孔,用相邻的钻孔连线的中点为零点,再用插入法求出可采边界;(5) 煤层夹矸的单层厚度不大于 0.5m 时,夹矸与煤层合并计算,煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时,且夹矸厚度小于 0.6m 时,上下煤分层合并计算。(三)储量计算方法井田范围内的地质资源储量是矿井设计的基础依据。用分块的方法来分别计算 61 煤和 71 煤的地质资源储量,分块计算的方法为地质块段法。本井田煤层的倾角较小,为缓倾斜煤层,由 AutoCAD 软件直接在井田开拓平面图上测得井田的平面面积,再根据煤层倾角折算倾斜面积,乘以容重,煤层厚度,计算出井田工业储量。(四)储量计算参数的确定(1) 煤层厚度均采用煤层真厚度,按块段内或附近见煤点计算其算术平均值,做为该块段的煤层平均厚度。(2) 煤容重采用 1.40 tm3。(五)矿井地质资源量Z=A m g矿井地质资源量=井田倾斜面积平均厚度容重井田赋存两层可采煤,现分别计算如下:61 煤块段划分如图 2-3。61 煤块段参数汇总如表 2-1。图 2-361 煤块段划分图表 2-161 煤块段划分参数汇总如表水平投影面积(m2)煤层倾角( )平均煤层厚度(m)A1=643422812.67.05A2=300428311.37.00A3=178509110.06.90A4=918423912.97.10A5=320262513.56.9561 煤地质资源量:Z1=A1 cos12.6 7.051.40=6507.3 万 t Z2=A2 cos11.3 7.001.40=3002.4 万 t Z3=A3 cos10.0 6.901.40=1751.0 万 t Z4=A4 cos12.9 7.101.40=9233.6 万 t Z5=A5 cos13.5 6.951.40=3204.7 万 t Zz1=Z1+Z2+Z3+Z4+Z5 =23699.0 万 t第 18 页71 煤块段划分如图 2-4。71 煤块段参数汇总如表 2-2。图 2-471 煤块段划分图表 2-271 煤块段划分参数汇总如表水平投影面积(m2)煤层倾角( )平均煤层厚度(m)B1=592567813.87.10B2=383026311.97.05B3=22532969.036.90B4=1167215813.07.00B5=177610311.26.9571 煤地质资源量:Z1=B1 cos13.8 7.101.40=6065.2 万 t Z2=B2 cos11.9 7.051.40=3863.5 万 t Z3=B3 cos9.03 6.901.40=2204.0 万 t Z4=B4 cos13.0 7.001.40=11739.6 万 t Z5=B5 cos11.2 6.951.40=1761.7 万 t Zz2=Z1+Z2+Z3+Z4+Z5 =25634.0 万 t则该矿井总地质资源量Zz= Zz1+ Zz2=49333.0 万 t(六)矿井工业储量根据钻孔布置,在矿井的地质资源量中,60%是探明的资源量 Z331 ,30%是控制的资源量 Z332 ,10%是推断的资源量 Z333 。根据煤层厚度和煤质,在探明和控制的资源量中,70%的是经济的基础储量,30%的是边际经济的基础储量,则矿井工业资源储量计算如下:矿井工业储量可用下式计算:=49333.060%70%=20717.2(万 t) =49333.030%70%=10358.6(万 t) =49333.060%30%=8878.8(万 t)=49333.030%30%=4439.4(万 t)k 可信度系数,取 0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井, k 值取 0.9; 地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井, k 取 0.7。该式取 0.9。49333.010%0.9=4439.4(万 t)因此: +48839.7(万 t)2.3 矿井可采储量2.3.1 安全煤柱留设原则(1) 工业场地、井筒留设保护煤柱,对较大的村庄留设保护煤柱,对零星分布的村庄不留设保护煤柱;(2) 各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。上山移动角:75 ,下山移动角: 73-0.5768,表土层移动角为 45;(3) 断层煤柱宽度 40 m,井田境界煤柱宽度为 20 m。2.3.2 矿井永久保护煤柱损失量(1) 井田边界保护煤柱根据祁东矿井田实际情况,井田边界保护煤柱宽度取 20 m,用下式计算井田边界保护煤柱损失量。Pj = H L m g cos0.0001式中: H 井田边界煤柱宽度,m; L 井田边界煤柱长度,m; m 煤层厚度,m;g 煤层容重,t/m3;煤层平均倾角;Pj 井田边界保护煤柱损失,万t。由煤层底板等高线图中量得:61 煤 L1=13293 m, m 1=7.00 m ,1=12.6;71 煤 L2 =13693 m, m 2=7.00 m,2=12.5;又已知 H =20 m, g =1.4 t/m3,代入上式可得:Pj =20 13293 7.00 1.4cos12.60.0001+ 20 13693 7.00 1.4cos12.50.0001=266.9+274.9=541.8(万 t)(2) 断层保护煤柱井田现已查明 1 条大断层,在其两侧各留 40m 保护煤柱,煤柱损失量由下式求得: Pf =L m g 100 cos0.0001式中:Pf断层煤柱损失,万t; L断层长度,m;m 断层附近煤层厚度,m;g 煤层容重,t/m3。由煤层底板等高线图中量得:61 煤 L1=3419 m, m 1=7.00 m ,1=11.4;71 煤 L2 =3771 m, m 2=7.00 m ,2=11.3;又已知 H =40 m, g =1.4 t/m3,代入上式可得:Pf = 34191.47. 0080cos11.40.0001+ 37711.4 7.0080cos11.30.0001=273.4+301.5=574.9(万 t)(3) 防水保护煤柱由于新生界松散层第四含水层(组)富水性中等,且直接与煤系地层接触,为使其不对矿井开采产生影响,需留设 35m 高的防水煤岩柱,煤柱损失量由下式求得:Pf =L m g s cos0.0001 式中:Pf防水煤柱损失,万t;L防水煤层长度,m; m 防水煤层厚度,m; s防水煤层斜长;g 煤层容重,t/m3。由煤层底板等高线图中量得:61 煤 L1=9290 m, m 1=7.00 m ,1=12.3;71 煤 L2 =8539m, m 2=7.00 m ,2=11.8;Pf = 92901.47. 00150cos12.30.0001+ 85391.4 7.00233cos11.80.0001=1397.7+1991.9=3389.6(万 t)(4) 井筒保护煤柱主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内故井筒保护煤柱损失量为 0。(5) 工业广场保护煤柱根据煤炭工业设计规范,不同井型与其对应的工业广场面积见表 2-3。表 2-3工业场地占地面积指标井 型(万t/a)占地面积指标(公顷/10 万 t)240 及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8因此可设计本矿的工业广场的尺寸为 500m600m 的长方形。工业广场的中心处在井田走向的中央,倾向中央偏煤层中上部,主井、副井,地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带,宽度为 15m。本矿井的地质条件及冲积层和岩层移动角见表 2-4。表 2-4岩层移动角61 煤:广场中心深度/m煤层平均倾角煤层厚度/m松散层厚度/m-52511.47.00366.84575756871 煤:广场中心深度/m煤层平均倾角煤层厚度/m松散层厚度/m-58711.37.00366.845757568由 CAD 作图可确定工业广场及其保护煤柱如图 2-5 所示。由 CAD 直接测量可得,61 煤水平投影面积:S6=1852575 m 2 则煤层底板面积及煤柱损失量:F 1=1889859.7 m 2 ; P=1852.1 万 tg 1同样可得有 71 煤水平投影面积:S7=1973506 m 2则煤层底板面积及煤柱损失量:F 2=2012519.4m 2 ; P=1972.3 万 tg 2综上可得,工业广场保护煤柱总损失量为:综上可得保护煤柱损失量汇总表 2-5。Pg =3824.4 万 t表 2-5保护煤柱损失量汇总表序号煤柱类型储量(万t)1井田边界保护煤柱541.82断层保护煤柱574.93防水保护煤柱3389.64工业广场保护煤柱3824.45合计8330.72.3.3 矿井可采储量矿井设计资源/储量,为地质资源量减去保护煤柱部分的储量,有:= 48839.7-8330.7=40509(万 t)矿井设计可采储量,按矿井设计资源/储量的 2%估算,则:Zk =(ZsP2)C =(40509-405092%)75%= 29774(万 t)式中: Zk矿井可采储量,万t;P2 工业场地和主要井巷煤柱损失量之和,按矿井设计资源/储量的 2%计算;C采区采出率,厚煤层不小于 0.75;中厚煤层不小于 0.8;薄煤层不小于0.85;地方小煤矿不小于 0.7。在计算矿井服务年限时,考虑矿井投产后,可能由于地质损失增大、采出率降低和矿井增产的原因,使矿井服务年限缩短,设置了备用储量 Zb,备用量为:Zb=Zk1.40.4=297741.40.4=8506.9(万 t)在备用储量中,估计约有 50%为采出率过低和受到预知地质破坏影响所损失的储量。矿井开拓设计时认定的实际采出的储量为“29774-8506.950%=25520.6(万 t)第 20 页图 2-5 工业广场及其保护煤柱图3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范相关规定,参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明,确定本矿井设计年工作日为 330 天,工作制度采用“三八制”,每天三班作业,两班生产,一班准备,每班工作 8 小时。矿井每昼夜净提升时间为 16 小时。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 矿井设计生产能力祁东矿井田储量丰富,煤层赋存稳定,顶底板条件良好,断层褶曲少,倾角小,厚度变化不大,开采条件较简单,技术装备先进,经济效益好,煤质良好,交通运输便利,市场需求量大,宜建大型矿井。确定该矿井设计生产能力为 3.0Mt/a。3.2.3 矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计生产能力通常指矿井设计的年生产能力, 是煤矿生产建设的重要指标,是选择井田开拓方式的重要依据之一。矿井可采储Zk、设计生产能力 A、矿井服务年限力T 三者之间的关系为:T = Zk / AT式中:T 矿井服务年限,a; Zk矿井可采储量,Mt; A设计生产能力,Mt;K矿井储量备用系数,取 1.4;注:确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力, 矿井达产后,产量迅速提高,局部地质条件变化,使储量减少,有的矿井由于技术原因使采出率降低,从而减少储量,为保证有合适的服务年限,确定井型时,必须考虑备用系数。则,矿井服务年限为:第 21 页T =29774/(3001. 4)=70.89(a)符合煤炭工业矿井设计规范要求。表 3-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力(万 t/a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平服务年限(a)煤层倾角45600 及以上7035300500603012024050252020459040201515930各省自定3.2.4 井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力及安全条件等因素对井型加以校核。(1) 矿井开采能力校核祁东矿 61、71 煤层均为厚煤层,煤层平均倾角为 9.03-13.8 度,地质构造简单,赋存较稳定,考虑到矿井的储量布置两个综采工作面就可以满足矿井的设计能力。(2) 辅助生产环节的能力校核矿井设计为特大型矿井,开拓方式为立井两水平开拓,主立井采用箕斗运煤,副立井采用罐笼辅助运输,运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经平巷胶带输送机到上山胶带输送机运到采区煤仓,再到大巷到井底煤仓,再经主立井胶带运输机提升至地面,运输能力大,自动化程度高。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。大巷辅助运输采用电机车运输,运输能力大,调度方便灵活。(3) 通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性并且属于高瓦斯矿井,但水文地质条件较简单。矿井通风采用两翼对角式通风,矿井达产初期于井田浅部边界设一个风井即可满足矿井的通风需求,后期再建一个风井,可以满足整个矿井通风的要求。(4) 第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知,矿井采用两水平上山开采,第一水平设于-650m 水平, 服务范围(第一阶段范围)约为整个井田的一半,则服务时间也约为全矿井服务年限的一半 35.4 年。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。第 24 页4 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) 确定矿井开采顺序,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。(6) 根据用户需要,应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采,以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓方式的选择,主要考虑到以下几个因素:(1) 本井田煤层埋藏较深,煤层可采线在-350m,最深处到-900m,表土层厚度234.7453.0m。(2) 本井田涌水比较小,但局部存在瓦斯富集区,所以确定开拓方式时按高瓦斯矿井考虑,涌水因素影响很小,可以不做考虑。(3) 本矿地表地势平坦,且多为农田,无大的地表水系和水体,地面平均标高为+21m。4.1.1 井筒形式的确定(一)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。具体见表 4-1。本矿井煤层倾角小,约 1114 度,为近水平煤层;表土层厚 234.7453.0m,不可采用斜井开拓;水文地质情况中等简单,涌水量不大;井筒需要特殊施工冻结法建井,因此需采用立井开拓。表 4-1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1 运输环节和设备少、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: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、延深方便。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。(二)井筒位置的确定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,井筒位置的确定原则:(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,它可以延深井筒到深部,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。由于本井田倾角平缓,厚度变化小,井田形状大致为规整的长方形。故把井筒置于井田中央偏上。(三)井筒数目为了满足井下煤炭的提升,需设置一主井;为了满足辅助提升及进风,需设置一副井, 主、副井均布置于工业广场之内;根据不同的开拓方案,风井可以布置在工业广场之内, 也可以布置于井田浅部边界,又考虑到本矿井为高瓦斯矿井,根据通风需要,前期经济可行的方案到后期可能会需要另设风井,所以井田内井筒数目是 34 个。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,即井田浅部靠上的中央位置。工业场地的形状和面积:根据煤炭工业设计规范,确定地面工业场地的占地面积为 30 公顷,形状为矩形,短边平行于井田走向,根据制图规范 1:5000 的图按 600m500m 绘制。4.1.3 开采水平的确定本矿井主采煤层为 61、71 煤层,其它煤层均为不可采的薄煤层。61、71 煤层属缓斜煤层,倾角约为 1114 度,两煤层皆露头,露头埋深-350m,煤层埋藏最深处约-900m,垂直高度达 550m。根据煤炭工业设计规范规定,缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为 200350m; 由于本矿设计按高瓦斯条件进行,故不可采用上下山开拓;考虑到煤层垂高,可采用两水平开拓,也可采用三水平开拓;二三水平的延深,可以用暗立井,也可用暗斜井,鉴于煤层下 165m 处有含水层,用立井延伸时需要保证立井车场和石门不会受到含水层的影响。4.1.4 矿井开拓方案比较(一)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,如图 4-1,分述如下: 方案一:立井单水平加暗斜井延深第 26 页主、副井均为立井,都布置于井田中央,集中大巷布置在 71 煤底板岩层中,第一水平布置于-650m,第二水平布置于-900m,延深采用暗斜井。方案二:立井两水平直接延深主、副井均为立井,都布置于井田中央,集中大巷布置在 71 煤底板岩层中,第一水平布置于-650m,第二水平布置于-900m,延深采用暗斜井。方案三:立井单水平加暗斜井延深(第二水平为辅助水平)主、副井均为立井,都布置于井田中央,集中大巷布置在 71 煤底板岩层中。第一水平布置于-600m,第二水平布置于-750m,延深采用暗斜井,第三水平布置于-900m,延深采用暗斜井,其中,第二水平为辅助水平,不布置井底车场。(a)立井单水平加暗斜井延深(b)立井两水平直接延深(c)立井单水平加暗斜井延深(第二水平为辅助水平)(c)立井两水平加暗斜井延深图 4-1 开拓方案示意图方案四:立井两水平加暗斜井延深主、副井均为立井,布置于井田中央,集中大巷布置在 71 煤底板岩层中。第一水平布置于-600m,第二水平布置于-750m,延深采用暗立井,第三水平布置于-900m,延深采用暗斜井。(二)技术比较方案一和方案二的主要区别在于第二水平延伸方式和工业广场压煤量的不同,两方案的生产系统都较简单可靠;两方案对比,方案二需要多开立井井筒(2250m)、主石门(1061m)和立井井底车场,并相应的增加了井筒和石门的运输、提排水费用,方案一则多开暗斜井井筒(倾角 13,21137m)和暗斜井上、下部车场,并相应得增加了斜井的提升和排水费用。压煤量方面,两者不相上下,再结合两方案的粗略费用估算(表 4-2),决定暂取方案一。方案三和方案四的主要区别在于第二水平的延伸方式不同,两方案的系统都简单可靠;两方案对比,方案三需要多开暗斜井井筒(倾角 13,2670m)和暗斜井上、下部车场,并相应得增加了斜井的提升和排水费用;方案四则需要多开立井井筒(2150m)、主石门(645m)和立井井底车场,并相应的增加了井筒和石门的运输、提排水费用,考虑到方案三我的第二水平为辅助水平,不需要设置井底车场,再结合两方案的粗略费用估算(表4-3),决定暂取方案三。(三)经济比较对方案一和方案三有差别的建井工程量、基建费、生产经营工程量和生产经营费分别计算,计算结果如下表所列。经济比较中需要说明以下几点:(1) 大巷均布置在岩层中,维护费用较低,故未对比其维护费用的差别;(2) 主、辅运输大巷断面大小不同,大巷维护费用按平均维护费用估算;(3) 方案中相同部分未做比较分析,仅对不同之处进行了计算对比。第 33 页项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段36.7145889535.411257.13基岩段30.499672303.00斜井段113.736826418.71副井开凿表土段36.7176902649.231446.55基岩段30.4124542378.61斜井段113.736826418.71一水平车场岩巷10041874418.74418.74二水平车场岩巷8041874334.99334.99小计3457.41生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(Km)基价(元)费用(万元)1.225520.60.6711.632878.70暗斜井提升1.212760.30.250.421607.80排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元)费用(万元)440876070.890.410929.54小计45416.03合计48873.44表 4-2 方案一和方案二粗略估算费用表方案一:立井单水平加暗斜井延深方案二:立井两水平直接延深项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段36.7145889535.411087.60基岩段55.499672552.18副井开凿表土段36.7176902649.231339.19基岩段55.4124542689.96一水平车场岩巷10041874418.74418.74二水平车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩巷67.743355293.51293.51二水平石门岩巷38.243355165.62165.62小计3723.40生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(Km)基价(元)费用(万元)第一水平1.212760.30.6711.616439.35第二水平1.212760.30.9211.622564.29石门运输系数煤量(万吨)平均运距(Km)基价(元)费用(万元)第一水平1.212760.30.6770.44146.59第二水平1.212760.30.3820.42339.73排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元)费用(万元)440876070.890.410929.54小计56419.50总计60142.90表 4-3 方案三和方案四粗略估算费用表方案三:立井单水平加暗斜井延深(第二水平为辅助水平)项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段36.7145889535.411290.15基岩段25.499672253.17斜井段136.236826501.57副井开凿表土段36.7176902649.231467.14基岩段25.4124542316.34斜井段136.236826501.57一水平井底车场岩巷10041874418.74418.74三水平车场岩巷8041874334.99334.99小计3511.02生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(Km)基价(元)费用(万元)1.225520.60.6211.630428.72暗斜井提升1.215080.40.30.422280.16排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元)费用(万元)440876070.890.410929.54小计43638.41合计47149.43方案四:立井两水平加暗斜井延深(第二水平立井延伸)项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段36.7145889535.411178.19基岩段40.499672402.67斜井段65.236826240.11副井开凿表土段36.7176902649.231392.49基岩段40.4124542503.15斜井段65.236826240.11一水平石门岩巷234335599.7299.72二水平石门岩巷31.643355137.00137.00一水平车场岩巷10041874418.74418.74二水平车场岩巷10041874418.74418.74三水平车场岩巷8041874334.992334.99小计3979.87生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(Km)基价(元)费用(万元)第一水平1.210440.20.6211.612448.06第二水平1.215080.40.7711.622323.82石门运输系数煤量(万吨)平均运距(Km)基价(元)费用(万元)第一水平1.210440.20.230.41152.60第二水平1.215080.40.3160.42287.40暗斜井提升1.28120.20.150.42613.89排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元)费用(万元)440876070.890.410929.54小计49755.29总计53735.16表 4-4 开拓方案汇总方案方案一方案二方案三方案四基建费用(万元)3457.413723.403511.023979.87生产费用(万元)45416.0356419.5043638.4149755.30合计(万元)48873.4460142.9047149.4353735.16百分比100123.06100113.97表 4-5 方案一粗略费用表方案一:立井单水平加暗斜井开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)初期建井费用(万元)主井开凿表土段36.7145889535.41858.35基岩段32.499672322.94副井开凿表土段36.7176902649.231034.07基岩段30.9124542384.83开拓大巷岩巷1317.4265613499.153499.15小计5391.56后期建井费用(万元)主井开凿斜井段113.736826418.71418.71副井开凿斜井段113.736826418.71418.71开拓大巷岩巷1220.6265613242.043242.04小计4079.46生产费用(万元)系数煤量(万吨)提升高度(Km)单价(元/t.km)费用(万元)立井提升1.225520.60.6711.632878.70斜井提升1.212760.30.250.421607.80排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)单价(元/t.km)费用(万元)440876070.890.410929.54小计45416.03合计54887.05表 4-6 方案三粗略费用表方案三:立井单水平加暗斜井开拓(第二水平为辅助水平)项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)初期建井费用(万元)主井开凿表土段36.7145889535.41808.51基岩段27.499672273.10副井开凿表土段36.7176902649.23971.79基岩段25.9124542322.56开拓大巷岩巷1433.6265613807.783807.78小计5588.09后期建井费用(万元)主井开凿斜井段136.236826501.57501.57副井开凿斜井段136.236826501.57501.57开拓大巷岩巷2443.2265616489.386489.38小计7492.52生产费用(万元)系数煤量(万吨)提升高度(Km)单价(元/t.km)费用(万元)立井提升1.225520.60.6211.630428.72暗斜井提升1.215080.40.30.422280.16排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)单价(元/t.km)费用(万元)440876070.890.410929.54小计43638.41合计56719.03表 4-7 方案一和方案三费用汇总表方案方案一方案三项目费用(万元)百分比(%)费用(万元)百分比(%)初期基建费用5391.561005588.09103.65后期基建费用4079.461007492.52183.66生产费用45416.03104.0743638.41100总费用54887.0510056719.03103.34综上可知,方案三的粗略费用比方案一大,但相差不多,为了寻找确定最优方案,需进行详细经济比较。计算结果如下表所列。表 4-8 方案一生产经营工程量项目系数煤量(万吨)距离(Km)工程量(万 tkm )运输提升采区上山运输一区段2.4646.81.11707.55二区段2.4646.80.881366.04三区段2.4646.80.661024.53四区段2.4646.80.44683.02五区段2.4646.80.22341.51大巷及石门运输一水平1.212760.36.59100862.52二水平1.212760.36.1093451.33提升一水平1.225520.60.6720549.19二水平1.212760.30.253828.09维护采区上山系数服务年限上山长度工程量(万 tkm )28.812.9132049.04表 4-9 方案三生产经营工程量项目系数煤量(万吨)距离(Km)工程量(万 tkm )运输提升采区上山运输一水平一区段1.2711.50.88751.34一水平二区段1.2711.50.66563.51一水平三区段1.2711.50.44375.67一水平四区段1.2711.50.22187.84二水平一区段1.2646.80.4310.46二水平二区段1.2646.80.2155.23三水平一区段1.25660.525356.58三水平二区段1.25660.35237.72三水平三区段1.25660.175118.86大巷及石门运输一水平1.210442.27.16889819.63二水平1.26960.26.11351057.24三水平1.28120.26.10359469.10提升一水平1.225520.60.62119017.95二三水平1.215080.40.35428.94维护采区上山系数服务年限上山长度工程量(万 tkm )14.411.86110018.7914.46.476005.5914.47.557007.61小计31.99表 4-10 方案一和方案三的生产经营费项目方案一方案三工程量/万t.km单价/元/t.km费用/万元工程量/万t.km单价/元/t.km费用/万元运输提升费采取上山一水平一区段1707.551.32219.82751.341.3976.75一水平二区段1366.041.31775.85563.511.3732.56一水平三区段1024.531.31331.89375.681.3488.37一水平四区段683.021.3887.93187.841.3244.19一水平五区段341.511.3443.96二水平一区段310.461.3403.60二水平二区段155.231.3201.80三水平一区段356.581.3463.55三水平二区段237.721.3309.04三水平三区段118.861.3154.52小计6659.453974.38大巷及石门一水平100862.520.3535301.8889819.630.3531436.87二水平93451.330.3532707.9751057.240.3517870.04三水平59469.100.3520814.18小计68009.8570121.09提升一水平20549.191.632878.7019017.951.630428.72二三水平3828.090.421607.805428.940.422280.16小计34486.5032708.89运提费合计109155.80106804.35维护采区上山费49.04920980.8131.9920639.73排水费10929.540.66557.7210929.540.66557.72合计116694.33114001.80表 4-11方案一和方案三的费用汇总项目方案一方案三费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费5391.561005588.09103.65建井工程费9471.0210013080.62138.11生产经营费116694.33102.36114001.80100总费用131556.91100132670.51100.85由对比结果可知,方案三的总费用比方案三少 0.85%,但两者相差不大;但方案一的基建投资明显低于方案三,由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多, 此外,方案一的初期投资也比方案三小,综上可断定方案一比方案三更优。即本设计决定采用方案一:立井两水平加暗斜井延深,第一水平位于-650m,第二水平位于-900m,两水平均只采用上山阶段。4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒矿井共有四个井筒,分别为主立井、副立井、东回风立井、西回风立井。(1) 主立井位于矿井工业场地,担负全矿井 3.0 Mt/a 的煤炭运输;井筒内装备两对 20 t 箕斗;井筒断面为半圆拱形,净断面面积为 47.48 m2,表土层段掘进毛断面面积为 80.1293.31m2, 基岩掘进断面面积为 62.21m2,井筒断面布置如图 4-3。(2) 副立井位于矿井工业场地,担负全矿的材料和设备提升。井筒内设有两趟排水管路,并敷设动力电缆。井筒断面形状为圆形,净断面面积为 50.26m2,表土层掘进断面面积为 66.47m2, 基岩掘进毛断面面积为 76.9786.59m2,井筒断面布置如图 4-4。(3) 东回风立井位于矿井东部浅部边界,担负矿井东区的全部回风,井筒净直径为 6.6m,净断面面积为 34.21m2,表土层掘进毛断面积为 62.2165.04m2 ,基岩段掘进毛断断面积 49.02m2,井深 400m,内设玻璃钢梯子间作为安全出口,井筒断面布置如图 4-5。(4) 西回风立井位于矿井工业场地,担负矿井西区的全部回风,井筒净直径为 6.6m,净断面面积为34.21m2,表土层掘进断面积为 62.2165.04m2,基岩段掘进断面积 49.02m2,井深 400m, 内设玻璃钢梯子间作为安全出口,井筒断面布置同东回风立井,如图 4-5。根据后面通风设计部分的风速验算,各井筒风速均符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定规定。4.2.2 开拓巷道一条运输大巷和一条轨道大巷均布置在煤层底板中,大巷水平间距 50 m。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物,大巷位于井田中央,沿走向布置,巷道坡度为 35。主、辅运输大巷均为锚梁网索喷支护矩形断面,掘进宽度为 4.8 m,高为 3.9m 设计掘进断面为14.2 m2 和 16.2 m2。辅助运输大巷和主运输大巷断面特征如图 4-6 和图 4-7。两条总回风大巷基本沿煤层顶板掘进,布置在煤层中,两条回风大巷断面及支护特征均相同,为锚梁网索喷支护矩形断面,掘进宽度为 4.74 m,高为 3.82 m,设计掘进断面为和 15.7m2,净断面为 14.5 m2。回风大巷断面特征见图 4-8。4.2.3 井底车场及硐室矿井为立井开拓,煤炭由运输大巷运至井底煤仓,后经箕斗提升运至地面;物料经副井运至井底车场,经井底车场由电机车牵引运到采(带)区;少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。(一)井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节,为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务,是井下运输的总枢纽。第 35 页根据煤炭工业设计规范4.2.1 要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式,通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置,地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素,经技术经济比较后确定,并符合下列规定:(1) 当大巷采用固定式矿车运输时,宜采用环形车场。(2) 当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时,宜采用折返与环形相结合形式的车场,并应与采区装车站形式相协调。(3) 当大巷采用带式输送机运煤,辅助运输采用无轨系统时,宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场;若辅助运输采用有轨系统,则宜采用环形形式的车场。(4) 采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井,井下采用多种运输方式运输时,应结合具体条件,经方案比较后确定。根据矿井开拓方式,主井、副井和大巷的相对位置关系,确定为卧式环形井底车场, 副井、井底车场铺轨以矿车辅助运输,大巷辅助运输为电机车。井底车场布置如图 4-9。(二)空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按 1.5 倍列车长度考虑,一列矿车为 20 个车厢,采用1.5t 固定箱式矿车,型号为 MG1.7-9B,外形尺寸(长宽高)240011501150 (mm),故取调车线长度为 100 m。(三)调车方式井底车场内设 2 台架线式机车(轨道),车场内的材料设备、集装箱平板车由架线机车牵引,重车顶入卸载站,机车返回井底车场存车线。大巷来的机车直接倒入卸载站然后运走。两翼大巷驶入井底车场的电机人车在存车场存放,该处同时作为上、下井人员换乘点。(四)硐室(1) 主井系统硐室立井系统硐室由东西两面上仓皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、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。为了保证矿井正常生产,充分发挥胶带运输机和箕斗提升的潜力,井底设置一个直径 10 m,高 25 m 的圆筒煤仓,总容量约 4000 t。一个煤仓底下设给煤硐室装载胶带机巷和装载硐室定量仓。这种装载系统灵活可靠,能够确保大型矿井稳定高产的需要。(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、调度室及等候室组成,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。水仓布置在井底车场副井西南部最低处,水仓开口在调车线的中部,矿井正常涌水量为 440m3/时,所需水仓的容量为:Q0=44024=10560(m3)根据水仓的布置要求,水仓的容量为:Q = S L式中: Q 水仓容量,m3;S 水仓有效断面积,10 m2;L 水仓长度,1100 m。则: Q =101100=11000(m3)由上面计算得知: Q (3) 其它硐室Q0 ,故设计水仓容量满足要求。医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、卸载硐室、换矸硐室、乘人车场等。第 43 页图 4-3 主立井表 4-12 主井井筒特征表井型300 万 t提升容器两对 16t 箕斗井筒直径7.8m井深691m净断面积47.48 m2井筒支护钢筋混凝土井壁 表土段 11001500mm基岩段 500mm基岩段毛断面积62.21 m2表土段毛断面积80.1293.31m2图 4-4 副立井表 4-13 副井井筒特征表井型300 万 t提升容器一套 5t 双层单车罐笼一套一大罐笼 5t 双层单车一个小罐笼井筒直径8.0m井深676m净断面积50.26 m2井筒支护钢筋现浇混凝土表土段 1200mm 基岩段 550mm基岩段毛断面积66.47 m2表土段毛断面积76.9786.59m2图 4-5 风井表 4-14 风井井筒特征表井型300 万 t井筒直径6.6m井深400m净断面积34.21 m2基岩段毛断面积49.02 m2表土段毛断面积62.2165.04m2图 4-6 胶带运输大巷表 4-15 胶带运输大巷断面特征表围岩类别断面(m2)掘进尺寸(mm)喷射厚度(mm)净周长(m)净掘宽高岩石14.216.24800390010014.4图 4-7 轨道运输大巷表 4-16 轨道运输大巷断面特征表围岩类别断面(m2)掘进尺寸(mm)喷射厚度(mm)净周长(m)净掘宽高岩石14.316.64800390010014.8图 4-8 回风大巷表 4-16 回风大巷断面特征表围岩类别断面(m2)掘进尺寸(mm)喷射厚度(mm)净周长(m)净掘宽高岩石15.517.64800420010015.01主井2副井3中央变电所4井底水仓5候车室6轨道大巷7运输大巷8输送机头硐室9煤仓10大巷联络巷11机头装载硐室12清理洒煤斜巷图 4-9 井底车场5 准备方式采区巷道布置5.1 煤层地质特征5.1.1 采区位置为了有利于矿井早投产,资金早回笼,缓解前期建设资金紧张的状况,本设计选用西二采区为首采区,设计如下:5.1.2 采区煤层特征采区所采煤层为 61 煤层,其煤层特征:黑色条痕,呈棕色黑色,玻璃光泽,条带构造,碎块状、粉末状。性较脆,阶梯状断口,内生裂隙发育,硬度 2.5 左右,以暗煤、亮煤为主,夹有亮煤条带。煤厚 6.907.10 米,平均 7.00 米,煤层平均倾角 12.1,煤的容重1.40 tm3。煤层结构简单,少有夹矸,为较稳定的可采煤层。采区内总体来看,大部为低瓦斯含量区,但在 28 线以东-500m 以深存在瓦斯含量富集区,局部可能存在瓦斯积聚区。煤层自燃倾向等级为三类不易自燃;除无烟煤与天然焦以外,煤尘均具有爆炸危险。5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况61 煤顶板为灰色浅灰色泥岩、粉砂岩及细粉砂岩,厚度 1.7218.38m,平均 6.83m, 致密、块状,自然状态下单向抗压强度为 17.217.5MPa,平均 17.4 MPa。61 煤底板为灰色泥岩、粉砂岩,厚度 1.697.83m,平均 4.26m,自然状态下单向抗压强度为 21.628.9 MPa,平均 25.3 MPa。5.1.4 水文地质采区内水文地质条件相对较复杂,涌水来源主要为松散层第四含水层,矿井正常涌水量为 437.06 m3/h(预算 390.9 m3/h),本次设计取 440 m3/h,最大涌水量为 586.10 m3/h(预算 581.4 m3/h),本次设计取 630 m3/h。总的来说,本矿井涌水量不大。5.1.5 地质构造采区内地质构造简单,煤层整体呈南高北低的单斜构造,煤层倾角平均 12.1。5.1.6 地表情况本井田地处淮北平原中部,地势平坦,地面标高+17.02+22.89m 左右,一般在+21.00m, 井田西北、东北地势略比东南高,基岩无出露,均为巨厚新生界松散层覆盖。井田内部浍河是区内最大地表水体。采区内对应地面有少数几个村庄,村庄都不大,人口、户数少, 搬迁费用相对较少,所以采取全部搬迁措施。5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1 采区位置及尺寸首采区西二采区位于工业广场西部,南部以井田边界防水保护煤柱为界,东部以工业广场保护煤柱为界,西以人为划定的边界为界,北以西六采区为界。该采区东西走向平均长约1750m,南北倾向平均长约 1320 m。5.2.2 采煤方法及工作面长度的确定首采区煤层平均厚度为 7 m,倾角 12.1,属缓倾斜煤层。由于煤层属厚煤层,采用综采放顶煤采煤法,单翼开采。根据规范规定:综采面长度一般不小于 160 m。但结合本矿井的实际情况,确定采区工作面的长度平均为 200 m,采区一共划分为 6 个区段。第 60 页5.2.3 确定采区回采巷道的尺寸、支护方式及通风方式(1) 尺寸区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要,由此确定区段运输平巷尺寸(宽高)为5000 mm3500 mm,区段回风平巷尺寸(宽高)为5000 mm3500 mm, 均采用留3 m小煤柱沿空掘巷。(2) 支护方式采用锚网支护,锚索补强,这种支护方式经济效益好,且掘进速度快。(3) 掘进通风采用压入式局部通风机进行通风,局部通风机应在新鲜风流处。为了防止回风短路,在两区段巷道中设置风门,具体位置见采区巷道布置图。(4) 采区通风采区内各工作面采用U 型通风系统,即:运输平巷进风,经工作面从轨道平巷回风。(5) 采区运输采区内区段运输平巷铺设 B=1400 mm 的胶带输送机,经上山运输煤炭到大巷胶带运输机,采区内辅助运输采用电机车运输,材料车从井底车场出来,经辅助运输大巷、上山到回采工作面的辅助运输平巷,再到工作面。(6) 开采顺序首采区为西二采区,然后依次为西四采区、东一采区,再采二水平各采区。首采工作面为 6201 工作面,接替工作面为 6204 工作面。采区巷道布置如图 5-1。图 5-1 采区巷道布置图5.2.4 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。井田一水平内布置三个采区,采区两边各留设 10m 采区边界保护煤柱。水平运输大巷和轨道大巷布置在岩层中,大巷中心距为 55m,由于采用集中大巷布置,对于首采区所在的 61 煤,大巷距煤层较远,无需留设保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中,回风上山布置在煤层中,中心距 15 m,外侧各留设 30 m 保护煤柱。采区内地质构造情况简单,无大断层、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各区段巷道采用留小煤柱沿空掘巷的方法,掘 进区段回风小平巷时,留 3.0 m 宽的小煤柱,以利于巷道回风和支护。5.2.5 采区生产系统(1) 运煤系统工作面刮板运输机平巷转载机、破碎机区段运输平巷胶带输送机上山胶带输送机采区煤仓大巷胶带输送机井底煤仓地面。(2) 辅助运输系统工作面设备材料运输路线如下:地面副立井-650m 井底车场轨道大巷采区下部车场轨道上山采区上部车场区段轨道平巷工作面。(3) 通风系统采区 6201 工作面风流路线为:副立井井底车场轨道大巷采区下部车场轨道上山区段运输平巷工作面区段轨道平巷回风上山回风石门风井。(4) 排矸系统井下产生的少量矸石用电机车运走,用作充填和废弃巷道的封闭。(5) 供电系统供电:地面变电站副立井中央变电所主运输大巷运输上山采区变电所区段运输平巷工作面。(6) 排水系统水流方向:工作面区段运输平巷运输上山采区车场运输大巷井底车场副井地面。5.2.6 采区内巷道掘进方法采区内所有区段平巷均沿底板掘进,采用综合机械化掘进,选用 EL90 型掘进机、ES650 型转载机、SSJ650/222 (SJ44 型)可伸缩带式输送机、STD800/40 型(SD40P 型)带式输送机、JD114 调度绞车、JBT522 局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。巷道的拐弯半径必须与所选机型能达到的拐弯半径相吻合,因为可伸缩带式输送机的最小铺设长度 为 80 m,所以,在初始掘进的 80 m 巷道中,机后的物料运输不能采用可伸缩带式输送机只能采用矿车。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作;选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风:用局部通风机,采用压入式通风方式。5.2.7 采区生产能力及采出率(一)采区生产能力本矿井初期采用一个工作面回采,因此这个工作面的生产能力即为矿井的生产能力300 万 t/年。工作面布置为综放面。工作面工作制度采用“三八”工作制,即两班采煤, 一班检修。双向割煤,往返一次割两刀,每刀进尺 0.8m。(1) 每割一刀煤所需的时间a)纯割煤的时间T 割T 割=(L+L1)/V 歌=(200+30)/4=57.5(min) 式中: L工作面长度,200m;L1斜切段长度,30m;V 歌采煤机合理的牵引速度,取 4m/min。b)割煤作业中必须的辅助作业时间T 空T 空= L1/V 空=30/6=5(min)式中: V 空采煤机空刀运行时的牵引速度,取 6m/min。c)必须的间歇时间T 停必须的间歇时间包括每割完一刀煤检查机器和更换截齿时间、正常的停开机时间、采煤机改变牵引方向时翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况,T 停取 20min。所以每割一刀煤所需的时间T=T 割+T 空+T 停=57.5+5+20=82.5(min)2) 端头作业时间T 端本综采工作面端头支护采用端头液压支架,端头作业时间取 25 分钟。3) 故障时间根据大量调查,国产综采设备机电事故影响时间占总工时的 8%-15%,每割一刀煤影响时间为 1530 分钟。在此取 20 分钟。由以上分析,每割一刀煤的循环时间T 循为:T 循=T+T 端+T 故 =127.5(分钟) 所以,综放面每班进 3 刀是能够实现的。(2) 放顶煤工作面的生产能力1) 工作面的采煤机生产能力,按下式计算:A0=330H1LanC010 -4式中:A0工作面采煤机生产能力,万t/a; H1采煤机割煤高度,m;煤层容重,tm3; L工作面长度,m; a采煤机截深,m;n工作面昼夜进刀次数,取 6 次;C0工作面割煤回采率,取 0.95。已知 H1=3.0 m,=1.40t/ m3,L=200 m,a=0.8 m,n=6,C0=0.95,将各值代入公式可得:2) 工作面放煤量A0=3303.01.42000.860.95= 126.4 万 tA1=330H2LbnC110 -4式中: A1 工作面年放煤量,万 t/a;H2 顶煤高度,m;g 煤层容重,t/m3; L 工作面长度,m; b 放煤步距,m;n工作面昼夜放煤次数,取 6 次;C1 工作面放顶煤回采率,取 0.80。已知 H2=4.0 m, g =1.40 t/m3, L =200 m,b=0.8 m,n=6,C1=0.80,将各值代入公式可得:A1=3304. 01.42000.860. 80=141.9 万 t综上,工作面年产量A2= A1+ A0=268.3 万 t(3) 掘进工作面出煤式中:A1=LV1HC1A1掘进面生产能力,万 t/a;L掘进面宽度,取平巷掘进宽度 5.0 m;H采高,取平巷掘进高 3.5 m;V1综掘面年推进长度,V1=33030=9900 (m/a); 煤层容重,tm3;C1掘进面回采率,取C10.85。则:A1=5.099003. 51.400. 70=20.7 万 t采区内布置两个煤巷综掘面,则年产量为 41.4 万 t 。(4) 采区生产能力A 采=A2+2A1 =268.3+220.7=309.7 万 t矿井设计井型为 300 万 t/a,采区生产能力 309.7 万 t,能满足矿井的产量要求。(二)采区采出率采区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤,工艺损失,端头损失,保护煤柱损失等, 因此采区内实际采出的煤量低于实际工业储量。采区内实际采出煤量与采区内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=采区实际采出煤量/采区工业储量100%(1)工作面采出率计算工作面采出率工作面实际采储量100 /工作面动用工业储量309.7/(126.4/0.95+141.9/0.80)=86.4%Z 首采区 = SMR式中:Z 首采区首采区储量,万t; S首采区的倾斜面积,万 m2; M首采区煤层的厚度,m;R首采区煤的容重,均为 1.40 t/m3;Z 首采区 = SMR=2430384. 17.01.40=2381.8 万 t所以首采区内工业储量为:2381.8 万 t。工作面落煤损失:2381.8(1-86.4%)=323.9 万 t。边界煤柱损失为:(1765+1428)107.01.40/10000=31.3 万 t。区段煤柱损失为:3176557.01.40/10000= 25.9 万 t。则:采区采出率 =(2381.8-323.9-31.3-25.9) /2381.8100%= 84.0%根据煤炭工业设计规范规定:采(带)区采出率:厚煤层不低于 0.75,中厚煤层不低于 0.8,薄煤层不低于 0.85。设计首采区采出率为 89.9%,符合煤炭工业设计规范规定。5.3 采区车场选型设计5.3.1 确定车场形式采区煤层倾角不大,倾角平均 12.1,为缓倾斜煤层,采区下部采用石门装车式采区下部车场,如图 5-2。图 5-2 采区下部车场5.3.2 采区主要硐室布置采区主要硐室有:采区煤仓,采区绞车房,带区变电所。(1) 采区煤仓设计采区煤仓采用垂直圆形断面。由于平巷和大巷均采用胶带机运煤,故煤仓容量最小按 0.5 h 采区高峰产量确定,即:Q = Q0 + L M B g C0 0.5 / t式中:Q煤仓容量,t;Q0防煤仓漏风留煤量,取为 10 t;L工作面长度,m; M煤层厚度,m; B截深,m; 煤 的 容 重 ,t/m3; C0工作面的采出率。t割一刀煤所用时间,h。煤仓的容量为:Q=10+2000.8 (3.00.95+4.00.8)1.400.5/2.7=256 t考虑 10%的富裕系数,取为 282 t。按煤仓高度为 15 m,可计算出其半径为 2.25 m。即采区煤仓高度为 15 m,直径为 4.5 m,容量为 333 t。(2) 采区绞车房绞车房布置在岩层中,断面为半圆拱形,用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口,一是钢丝绳通道,根据绞车最大件的运输要求,宽度一般为 2.02.5 m,本设计中取 2.5 m;二是通风巷道,宽度一般为 1.22.5 m,本设计取 2.0 m。绞车房高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定,宽度一般为 34.5 m。结合后面第 7 章关于采区辅助运输提升绞车的选型,确定绞车房尺寸如下:净宽为 4700 mm,净高 3150 mm,净长7600 mm。(3) 中央变电所井底中央变电所至采区的供电系统电路压降较大,为保证采区正常生产,需布置采区变电所。采区变电所应设在通风良好,围岩稳定,地压小,易维护,无淋水,易于搬迁变压器等电器设备的地方,并使变电所位于采区用电负荷中心。变电所设计为宽为 3.6 m, 高为 2.4 m,底板用 100#混凝土知铺底,高出邻近巷道 200300 mm,具有 3%的坡度,硐室与通道连通处外,必须有向外开的防火栅栏两用门。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 61 煤层,煤厚 6.907.10 米,平均 7.00 米,煤层平均倾角 12.1,煤的容重 1.40 tm3。煤层结构简单,少有夹矸,为较稳定的可采煤层。煤质硬度为 2.5,煤的容重为 1.40 t/m3。煤层顶板为灰色浅灰色泥岩、粉砂岩及细粉砂岩,厚度 1.7218.38m,平均 6.83m; 底板为灰色泥岩、粉砂岩,厚度 1.697.83m,平均 4.26m。采区内总体来看,大部为低瓦斯含量区,但在 28 线以东-500m 以深存在瓦斯含量富集区,局部可能存在瓦斯积聚区。煤层自燃倾向等级为三类不易自燃;除无烟煤与天然焦以外,煤尘均具有爆炸危险。正常涌水量为 437.06 m3/h(预算 390.9 m3/h),本次设计取 440 m3/h,最大涌水量为586.10 m3/h(预算 581.4 m3/h),本次设计取 630 m3/h。6.1.2 确定采煤工艺方式从煤矿开采的过程来看,采煤工艺主要有综采、普采、炮采三种类型。就目前煤矿地下开采技术发展趋势看,综采是采煤工艺的重要发展方向。它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。但是,综采设备价格昂贵,综采生产优势的发挥有赖于全矿井良好的生产系统、较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。根据我国的经验和目前的技术水平,综采适用于以下条件:煤层地质条件好、构造少、上综采后能很快实现高产、高效,或者某些地质条件特殊上综采后仍有把握取得较好的经济效益。普采设备价格便宜,一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一,而产量平均近综采产量的三分之一。普采对地质变化的适应性比综采强,工作面搬迁容易。对推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲较发育的工作面,综采的优势难以发挥,而采用普采则可以取得较好的效果。与综采相比,普采操作技术比较容易掌握,组织生产比较容易。因此,普采是我国中小型矿井发展采煤机械的重点。炮采工艺的主要优点是技术装备少,适应性强,操作技术容易掌握,生产技术管理比较简单,是我国目前采用仍然较多的一种采煤工艺,但是,由于炮采单产和效率低、劳动条件差,根据我国的技术政策,凡条件适用机采的炮采面,特别是在国有重点煤矿都要逐步改造成普采面。本采区内煤层赋存稳定,煤层属厚煤层,适合采用综采和普采工艺方式,不适宜用炮采,可以用普采或综采。但普采年产量不大,无法满足本矿井的产量要求,加上本采区内区段走向长较大,故最终决定采用综合机械化采煤方式。这样也符合了矿井高产、高效的要求,并取得较好的经济效益。但是就综合机械化开采而言,7.0 m 的厚煤层又存在几种不同的开采工艺与方法:分层综采;大采高综采;放顶煤综采。它们各有优缺点,下面比较如下:(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 9397%以上。缺点:巷道掘进较多,万吨掘进率低;工作面单产低,单产提高困难;开采投入高,分层开采人工铺网劳动强度大,费用大;加剧接替紧张的矛盾,需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。(2) 放顶煤工艺优点:有利于合理集中生产,实现高产高效,单产和效率高,具有显著的经济效益;巷道掘进较少,减少了巷道的维护工程量,同时生产也相对集中;工作面搬家次数少;对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性;缺点:煤损多,工作面回收率低;煤尘大,放煤时煤和矸界线难以区别,使得煤炭含矸率提高,影响煤质;自然发火、瓦斯积聚隐患较大,“一通三防”难度大。(3)一次采全高工艺优点:工作面产量和效率高;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;万吨掘进率高;工作面搬家次数少,节省搬迁费用,增加了生产时间;材料消耗少。缺点:对于煤层厚度比采高大的煤层,一次不能采完;控顶较困难,煤壁容易片帮;采高固定,适应条件单一,不适宜于煤层厚度变化较大的情况;且要求采用强力支架和刮板运输机,工作面设备配套成本高。比较上述三种回采工艺的特点,分层开采综合经济效益差,不利于矿井实现高产高效, 又煤厚 7.0 m,煤层内生裂隙发育,采用大采高综采时,煤壁极易片帮,不好控制;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 回采工作面参数的确定工作面沿煤层倾向布置,沿煤层走向推进,选择后退式回采,有利于回采巷道维护和通风;首采区采区走向长度 1765 m。(1)工作面长度的确定综合机械化采煤工作面长度一般为 150220 m,每个工作面长度尽可能保持一致,综合以上几个因素最终确定工作面长度为 200m。以首采带区为例,采区倾向长度 1320 m, 布置 6 个工作面,区段间采用留 3m 保护煤柱沿空掘巷布置。(2) 工作面顺槽参数根据准备部分巷道掘进机及其配套设备的尺寸,确定两平巷设计均为矩形断面,其中运输平巷宽为 5.0 m,高为 3.5 m;回风平巷宽 5.0 m,高 3.5m。(3) 工作面三机配套见表 6-1。表 6-1 工作面三机配套设备采煤机液压支架前后刮板输送机MXA300/3.5DZZPF4800/17/33SGZ-764/6306.1.4 回采工作面破煤、装煤方式由于采用综放开采,故工作面底部煤炭由采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程;工作面顶煤在矿山压力作用之下被破碎并通过液压支架放煤口放煤进入工作面后部刮板输送机;工作面靠近煤壁处的少量遗留碎煤由前刮板输送机上的铲煤板装入刮板输送机。结合矿井实际生产情况,工作面选用 MXA300/3.5D 型电牵引采煤机割煤。采用双向割煤工艺方式,即采煤机往返一次为两个循环,每个循环推进 0.8 m,则往返一次共推进 1.6 m。采煤机技术特征见表 6-2。表 6-2MXA300/3.5D 双滚筒采煤机技术特征型号MXA300/3.5D单位采高最低2000mm最高3500mm卧底量163mm适用倾角40度截割部滚筒直径1800mm滚筒数量2个截深800mm牵引部牵引形式双滚筒骑链槽液压无链双牵引牵引力400kN牵引速度08.35m/min电动机型号DMB-300s总功率300kw电压1140v重量37.3t工作面进刀方式:采用端部斜切割三角煤进刀,进刀工艺过程如图 6-1 所示。图 6-1 端部斜切进刀示意图进刀过程如下:(1) 当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处留设有一段下部煤(见 6-1.a);(2) 调换滚筒位置,前滚筒降下,后滚筒升起,并沿输送机弯曲段反向割入煤壁, 直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(见 6-1.b);(3) 再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处(见 6-1.c);(4) 将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上下滚筒位置,反程正常割煤(见图 6-1.d)。各生产工艺过程注意事项:(1) 割煤:每次进刀量不可过大,控制在 0.4 m 之内。否则,会使输送机过度弯曲, 造成采煤机运行困难,严重时会损坏采煤机滑靴。(2) 移架:工作面的液压支架要及时移动,滞后采煤机后滚筒割煤不能大于三架的距离,避免煤壁片帮伤人。(3) 推溜:推溜滞后移架 15m,前溜靠支架的顶推,后溜则靠支架的拉拽移动。6.1.5 回采工作面运煤方式工作面煤炭运输采用SGZ-764/630 型刮板输送机。该刮板输送机技术特征见表 6-3。转载机、平巷胶带输送机选型详见第 7 章井下运输部分。表 6-3 前后刮板输送机技术特征项目单位数目型号SGZ-764/630生产能力t/h1000设计长度m210电压等级V1140总装机功率kW2315链速m/s1.03中部槽尺寸mm1500724290刮板链形式中双链6.1.6 回采工作面支护方式(一)工作面支架(1) 支架高度的确定最大高度的计算公式如下:Hmax = hmax + S1式中:Hmax支架最大支护高度,m; hmax煤层最大采高,m; S1伪顶或浮煤冒落厚度,m。则最大高度为:Hmax =3.0+0.2=3.2 m最小高度的计算公式如下:Hmin hmin - 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。则最小支护高度为:(2) 支架的选型及布置Hmin =3.0-0.2-0.05-0.05=2.7 m回采工作面支护采用放顶煤液压支架支护,根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件,并参照矿上实际使用情况,选用 ZZPF4800/17/33 型放顶煤液压支架。从工作面机头到机尾分别布置中间架 133 架。支架技术特征见表 6-4。表 6.4ZZPF4800/17/33 型放顶煤支架的技术特征表型号ZZPF4800/17/33放煤形式双输送机、摆动后尾梁插板项目技术特征单位支架参数支护高度17003300mm支护宽度14201580mm架距1500mm移架步距800mm初撑力3958KN工作阻力4800KN支护强度0.65MPa底板比压1.98MPa适用倾角235MPa顶锚杆202400 mm建筑螺纹钢顶锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂顶锚杆托板10010010 mmA3 钢顶锚索17.87200 mm加强锚索17.87200 mm锚索锚固剂MSCK-23/100 的树脂锚固剂树脂胶泥固化剂锚索托板与 M 钢带配套的专用托板锚索托梁1.0m 的 29U 钢网顶:5000850 mm 帮:3100850 mm 金属菱形2.8 热镀锌低碳钢锚具KM22(KM18)帮锚杆202000 mm圆钢锚杆帮锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂帮锚杆托板花式铸钢托板:35012040 mmEG257 井下运输7.1 概述井下运输设计是对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作统筹安排,运输方式与设备的选型,应根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况、采煤方法等因素确定。7.1.1 井下运输的原始条件和数据(1) 矿井生产能力为 300 万 t/a;(2) 矿井工作制度为“三八”制,两班生产,一班检修,每天净提升时间为 16 小时,矿井设计年工作日 330 天;(3)煤层平均倾角 12.1,煤的容重 1.40 t/m3,矸石容重 2.5 t/m3;(4)高瓦斯矿井;煤层自燃倾向等级为三类不易自燃;除无烟煤与天然焦以外,煤尘均具有爆炸危险。7.1.2 井下运输系统(一)运输方式(1) 煤炭运输由于矿井井型大,需运输系统有较大的运输能力,煤层赋存条件比较简单,为缓倾斜煤层,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蓄电池电机车牵引小矿车(平板车)运输。工作面所需材料采用 1.5 t 固定车箱式矿车运输,由无级绳绞车牵引;采区轨道平巷内铺设轨道,亦采用 1.5 t 固定车箱式矿车运输。采区内所用矿车与大巷内相同。(二)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) 煤炭运输系统工作面区段运输平巷采区运输上山采区煤仓-650m 运输大巷井底煤仓主井。(2) 辅助运输系统(运料系统、人员运送系统)副井井底车场轨道大巷采区轨道上下山区段运输平巷工作面。(3) 矸石运输系统出矸地为大巷、井底车场、斜巷的掘进头、暗斜井和煤仓施工地以及煤巷过断层处。出矸地轨道大巷井底车场矸石卸载站副井。7.2 煤炭运输方式和设备选择大中型矿井的采区要尽量采用连续化运输,发展重载带式输送机。辅助运输要采用高效能、适应性强、单机服务范围广的设备,减少运输环节,逐步发展集装箱运输,逐步实现矿井辅助运输的机械化和连续化。选择矿井运输方式和设备应满足的要求:(1) 必须考虑矿井开拓系统状况,并与运输系统统一规划,注意上下环节运输能力的配合,以及局部运输与总体运输的统一。(2) 必须做到井上、下两个运输环节设备运输能力基本一致,设计时应合理地选择不均匀系数和设备能力备用系数;为缓和井上、下两个运输环节的生产不均匀性或不连续, 要采区一些缓冲设施,设置煤仓或储车线等。(3) 运输系统尽量简化,注意尽量减少运输转载的次数。(4) 必须使设备的运输、安装和检修方便运行安全可靠,工作条件舒适并考虑运输设备对通风供电要求是否合理,电压等级是否相符合等。(5) 必须在决定主要运输的同时统一考虑辅助运输是否合理经济。(一)运输设备选型结合实际使用情况,以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征,采区运输设备配套选型如下:前后刮板运输机型号为 SGZ-764/630,转载机型号为 SZZ-830/250;破碎机型号为LPS-1500;顺槽皮带型号为SST-2500。各设备技术特征见表 7-2、表 7-3、表 7-4 和表 7-5。表 7-1 采区煤炭运输设备选型一览设备位置设备名称设备型号台数采煤工作面刮板输送机SGZ-764/6302运输平巷转载机SZZ-830/2501破碎机LPS-15001胶带输送机SST-25001表 7-2 前后刮板输送机技术特征项目单位数目型号SGZ-764/630生产能力t/h1000设计长度m200电压等级V1140总装机功率kW2315链速m/s1.03中部槽尺寸mm1500724290刮板链形式中双链表 7-3 转载机技术特征项目单位技术特征型号SZZ-830/200生产能力t/h1500运输机长度m51总装机功率kW200电压等级V1140链速m/s1.351.54中部槽尺寸长mm1500宽mm1332高mm284工作面与运输顺槽中的运输设备采用转载机连接,为使煤块有合理的块度,在转载机第 69 页上安装破碎机,其型号及技术特征见表 7-4。表 7-4 破碎机技术特征项目单位技术 特征型号LPS-1500通过能力t/h1500整机重量t19总装机功率kW160电压等级V1140中部槽尺寸长mm4300宽mm2160高mm2000表 7-5 顺槽皮带技术特征项目单位技术 特征型号SST-2500生产能力t/h2500皮带宽度mm1400电压等级V1140功率Kv3200带速m/s3.5(二)运输能力校核设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为 587t/h,工作面前后刮板运输机生产能力为 1000t/h,转载机的生产能力为 1500t/h,破碎机通过能力为 1500t/h,顺槽皮带通过能力为 2500t/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设备的运输能力,故所选设备能满足要求。7.3 辅助运输方式和设备选择辅助运输设备是在矿井内运送材料、设备和人员的设备。辅助运输的落后已成为大型矿井主要瓶颈之一。辅助运输机械化不仅可以节省大量人员,而且可以提高工时效率,增加采掘工作面的产量和进度,大大减小设备搬家停产时间,提高设备效率。所以矿井辅助运输方式对矿井的发展起到至关重要的作用。根据矿区的实际情况,选择蓄电池式电机车作为辅助运输。7.3.1 选择电机车(一)电机车的优点(1) 电机车牵引力大电机特性能使机车获得较大的牵引力。(2) 维护费用少:所需辅助人员少,维护简单,动力消耗不大。(3) 可改善劳动条件:电机车不受气候影响,电力拖动,不产生废气,避免空气污染,大大改善了劳动条件,保证了工人的安全。(二)电机车的缺点基建投资大,架线式电机车需要较大断面,会产生不良影响的泄露电流,蓄电池式电机车组成成本较高。(三)电机车适用条件机车运输能行驶的坡度有限制,运输轨道坡度一般为 3,局部坡度不能超过 30。(四)发展方向(1) 电机车高度自动化(2) 使用新式电机车,如德国采用交流工频架线式电机车。(3) 改进矿车结构,使用大容积的矿车,国外有矿车的容积已达 30 m3。7.3.2 设备选择根据矿井地质条件(高瓦斯)及生产矿井的实际情况等各方面因素综合考虑,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 MG1.7-6A 型 1.5 吨固定厢式矿车,蓄电池式电机车选用 CTY12/6.7.9G 型,其技术技术特征见表 7-6 和 7-7。表 7-6 蓄电池式电机车项目单位技术特征型号CTY12/6.7.9G牵引力kN16.48轨距mm600调速方式电阻总长mm4740固定轴距mm1220轮距mm680最小曲线半径m10总宽mm1050制动方式机械轨面至顶棚高N1600速度小时制km/h11最大km/h29.43表 7-7 无极绳绞车技术特征项目单位技术特征型号JW2-1600/80钢丝绳载荷最大静张力kN60最大静张力差kN50绳速m/s0.75/1钢丝绳直径mm28滚筒直径mm1600电动机YB250-8.6功率kw55/75电压V380/660尺寸mm348517201672提升钢丝绳采用 67 股圆形钢丝绳,直径 28mm,公称抗拉强度 1700N/mm2 ,破断力总和 50.4kN。表 7-81.5 吨固定厢式矿车项目单位技术特征型号MG1.7-6A容积m31.7装载量t1.5最大装载量t2.7轨距mm600轴距mm750外型尺寸mm240010501200质量kg7188 矿井提升8.1 矿井提升的原始数据和地质条件祁东矿地处东部平原地带,地面标高+17.02+22.89m,平均+21.00m;本矿井设计井型为 300 万 t/年,服务年限为 70.89 年;煤的容重为 1.4t/m3,矸石容重为 2.07t/m3。矿井瓦斯等级为高瓦斯,煤层自燃倾向等级为三类不易自燃;除无烟煤与天然焦以外,煤尘均具有爆炸危险。矿井工作制度为“三八制”。本矿井采用立井两水平加暗斜井延深开拓,第一水平大巷所在水平为-684m;主井井筒直径为 7.8m,净断面积为 47.48m2,井深 699m, 井筒支护为混凝土砌碹。副井井筒直径为 8.0m,净断面积为 50.26m2,井深 684m,井筒支护为混凝土砌碹。矿井主运输采用胶带输送机,辅助运输采用蓄电池式电机车牵引小矿车,蓄电池式电机车的型号为 CTY12/6.7.9G。提升设备年工作日为 330 天,日工作 16 小时,最大班下井人数为 73 人。主井采用两个 16 t 底卸式箕斗提升煤炭;副井装备一套 5t 双层单车罐笼、一套一大罐笼 5t 双层单车和一个小罐笼提升设备、人员、材料和矸石。8.2 主副井提升矿井提升设备是沿井筒提升煤炭、矸石、升降人员和设备,下放材料的大型机械设备, 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。8.2.1 主井提升由于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、安装等带来很大的不便。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。单绳摩擦式提升机解决了提升机卷筒宽度过大的问题, 而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。(一)提升参数计算(1) 提升高度HHSHZHX式中: H 提升高度,m;HS 矿井深度,671 m; HZ 装载高度,20 m; HX 卸载高度,20 m。H671+20+20711 m(2) 经济提升速度Vm0.4H 0.5式中: Vm 经济提升速度,m/s。Vm0.47110.510.7 m/s(3) 一次提升循环估算时间TXVm/a H/ Vm30式中: TX一次提升循环估算时间,s; a初估加速度取 0.8 m/s2; 30装卸载时间。TX10.7/0.8+ 711/ 10.7+30109.8 s(4) 小时提升次数式中: Ns小时提升次数。Ns3600/TX(5) 小时提升量Ns3600/109.832 次AsAnccr/(BnTv)式中: As小时提升量,t;An设计年产量,300 万 t/a; c提升不均衡系数,1.3; cr提升备用系数,1.3; Bn 年 工 作 日 ,330 d; Tv日提升时间,16 h。As300100001.31.3/(33016)960 t(6) 一次合理提升量QAs /(2Ns) 式中: Q一次合理提升量,t;2两套提升设备。Q960/(236)13 t(二)设备选择主井井筒净直径 7.8 m,提升高度 711 m,井塔高度 41.3 m,装备两套同型号的提升机,可同时使用,提升能力 1440 t/h。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) 提升机选择 JKM-2.5/6()型号提升机,其主要特征见表 8-1。表 8-1 多绳摩擦式提升机技术特征表项目单位数目型号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有导向轮时直径mm35数量条4间距mm250最大提升速度m/s14外形尺寸(长宽高)m69 .53第 77 页(2) 原煤提升容器装备两套 16 t 底卸多绳双箕斗,在井筒内并列布置,其主要技术参数见表 8-2。表 8-2 箕斗技术参数项目单位数目型号JDG16/1504Y名义载重t16有效容积m317.6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(3) 装载系统设有一个井底煤仓,容量为 1620 t。各煤仓下装有两台 KS-18/15 型防爆往复式定量仓结构。两套测重装置随同提升机、电控设备同时引进。煤炭通过给煤机及装载胶带输送机(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) 装卸台箕斗卸载采用先进的外动力,底卸式扇形闸门结构,具有改善井塔内套架的受力、缩短提升循环时间、安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应 4 个箕斗分别安装有 4 套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗闸门的活动舌板,闸门的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制,箕斗扇形闸门的每一个开闭气缸均采用双路井排气系统,以尽可能提高闸门开闭气缸的动作速度,减少卸载休止时间,同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗受煤仓容量 80 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) 提升钢丝绳选择提升钢丝绳的具体技术参数见表 8-3。表 8-3 钢丝绳技术特征表项目单位数目型号绳 6W(19)股(1+6+6/6)绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积/mm2501.52参考重力N /100m4664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(三)提升能力验算箕斗每小时提升量按下式计算:N = 2 60 mA其中:m一个箕斗名义载重量,t;A提升一次循环时间,取 2min。所以:N = 2 60 m = 2 6016 = 960tA2设计放顶煤回采工作面和两个掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为 587 t/h,主井提升能力为 960t/h,两者之差为 373t/h,满足要求。在主井井底设置一垂直圆断面煤仓,煤仓直径为 7.0m,有效装煤高度为 30m,容量为 1620 t。井底煤仓的有效容量可按下式计算:Qmc = (0.150.25)Amc式中: Qmc井底煤仓有效容量(t); Amc矿井设计日产量(t);0.150.25系数。中型矿井取大值,大型矿井取小值。Qmc=0.159091=1363.5t1620t经计算可知满足要求。工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲,主井提升可以满足瞬时最大出煤的运输任务。8.2.2 副井提升副井井筒直径 8.0 m,提升高度 684 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。(1) 提升机选用 JKM-2.8/6()型号提升机,其主要特征见表 8-4。表 8-4 多绳摩擦提升机技术特征表项目单位数目型号JKM-2.8/6()主导轮直径m2.8导向轮直径m2.5纲丝绳最大静张力kN529最大静张力差kN150有导向轮直径m28数量条4间距mm250最大提升速度m/s14.75外形尺寸(长宽高)m7.98.52.7(2) 提升容器选择罐笼型号为GDG1/6/4K 的罐笼,其主要技术参数见表 8-5.表 8-5 罐笼技术参数表项目单位数目型号GDG1/6/2/4K罐道刚性装载矿车型号NG1.1-6A车数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.28最大终端载荷kN378尾绳数根2提升首绳数量根4直径mm39.5(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,尾绳选用国产钢丝绳。副井提升钢丝绳参数见表 8-6。表 8-6 钢丝绳技术特征表项目单位数目型号绳 619 股(1+6+12)绳纤维芯钢丝绳mm28钢丝1.8钢丝绳总断面积/mm2289.95参考重力/100m2740钢丝绳公称抗拉强度/Nmm-21400钢丝破断拉力总和(不小于)/N405500安全系数14(4) 操车与进出车方式井上井下对应两股道,设有电动式推车和气动摇杆、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。9 矿井通风及安全9.1 矿井通风系统确定9.1.1 矿井概况祁东煤矿位于安徽省宿州市埇桥区祁县镇、西寺坡镇和固镇县湖沟区境内,井田中心距宿州市约 20km,北距宿州站约 20 公里,京沪铁路、宿固公路从本区东北通过,宿 蚌公路 206 国道经由井田西侧,矿井专用公路 6.5 公里与 206 国道相连,青(疃)芦(岭)矿区铁路从井田北通过,公路通徐州、阜阳、淮北、蚌埠等地,矿井专用铁路线 807 公里连接青芦线,浍河从井田西南部穿过,流经本井田约 10km,常年通航,乘船可进入淮河和洪泽湖。地处淮北平原中部,地势平坦,地面标高+17.02+22.89m 左右,一般在+21.00m, 井田西北、东北地势略比东南高,新生界松散层厚度 234.7453.0m。整体来看,本矿煤层地质条件较简单,适合机械化采煤,矿井采用走向长壁综合放顶煤开采。本矿设计生产能力为 300 Mt/a,服务年限 70.89 a。全区可采煤层两层,分别为 61 煤和 71 煤,两煤层平均厚度均为 7m,倾角为 9.0313.8,平均 12.1,属于缓倾斜煤层。采用立井单水平加暗斜井延深开拓方式,煤质以中灰为主,属特低硫,特低磷,中等高等挥发气肥煤,是良好的炼焦配煤和动力用煤。本矿按高瓦斯矿井条件设计,瓦斯相对涌出量为 10 m3/t,煤层自燃倾向等级为三类不易自燃;除无烟煤与天然焦以外,煤尘均具有爆炸危险。矿井设计生产能力按年工作日 330 d 计算,每天净提升时间宜为 16 小时。矿井工作制度,实行“三八制”。井下同时作业的最多人数为 700 人,综采面同时作业的最多人数 73人,综掘面同时作业的最多人数 50 人。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,不受粉尘等有害气体污染;(3) 北方矿井,冬季井口需装供暖设备;(4) 总回风巷不得作为主要行人道;(5) 工业广场不得受扇风机的噪音干扰;(6) 装有皮带机的井筒不得兼作回风井;(7) 装有箕斗的井筒不得作为主要进风井;(8) 可以独立通风的矿井,采区尽可能独立通风;(9) 通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件;(10) 通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.1.3 矿井通风方式的确定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 9-1。表 9-1 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, 出煤较多;工业场地布置集中;广场保护煤柱少。通风阻力较小,内部漏风小, 增加了一个安全出口,工业广场不受主扇的噪音影响;从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短,阻力较小, 采空区的漏风较小,比中央并列式安全性更好。通风路线短,阻力小。缺点风路长,风阻大,采空区漏风较大。建井期限略长,有时初期投资稍大,后期维护费用大。建井期限略长,有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深,但走向长度并不大,而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小,埋藏较浅,走向长度不大,而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大(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。针对本矿实际条件,提出以下三种通风方案(见图 9-1)。(a) 中央并列式(b) 中央边界式(c) 两翼对角式图 9-1 通风方案图上述三个通风方案的粗略经济比较如下:表 9-2 方案一粗略估算费用表方案方案一基建费/万元风井开凿67112321.110-4=826.7回风巷开凿69212604.510-4=1802.6总计费用/万元2629.3百分率(%)141.5表 9-3 方案二粗略估算费用表方案方案二基建费/万元风井开凿42112321.110-4=518.7回风巷开凿62192604.510-4=1619.7总计费用/万元2138.4百分率(%)115.1表 9-4 方案三粗略估算费用表方案方案三基建费/万元风井开凿(421+421)12321.110-4=1037.4回风巷开凿31492604.510-4=820.2总计费用/万元1857.6百分率(%)100通过对以上述几种通风方式的比较和经济技术分析,结合矿井的实际地质条件:地表表土层厚约 370 m,一水平标高为-650 m;煤层为近水平煤层,走向长度很大,分六个采区;高瓦斯,煤层自燃倾向等级为三类不易自燃;除无烟煤与天然焦以外,煤尘均具有爆炸危险。根据以上分析,且矿井年产量 3.0 Mt,属大型矿井,本设计选用两翼对角式通风方式,前期于首采区浅部边界设一风井,后期再于井田东部采区浅部边界另设一回风井的开拓方式最经济,同时在技术上也最有利于属于高瓦斯矿井的本矿的通风安全各风井的具体位置见开拓平面图。9.1.4 矿井通风方法的选择通风方法,即矿井主通风机的工作方法。其可分为自然通风和机械通风。矿井通风方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种方法适用条件进行比较,如下表 9-5。表 9-5 通风方式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: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的条件下优缺点:1. 压入式的优缺点与抽出式相反,能用一部分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。混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。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,战线较长,有时还须额外增掘一些井巷工程,使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风,就没有这些缺点。综上所述,一般地说,在地面塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下, 采用压入式通风是比较合适的,否则不宜采用压入式通风。而矿井生产能力大,且周围小煤窑较少,采用抽出式通风比较安全,漏风小。因此,确定该矿井采用抽出式通风。9.1.5 采区通风系统的要求(一)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,有利于控制和处理事故;(6) 安全经济合理技术。(二)采区通风的基本要求:(1) 每一生产水平和每一采区都必须布置单独的回风道,实行分区通风。(2) 回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。(3) 煤层倾角大于 12的回采工作面,采用下行通风时,须报总工程师批准,并须遵守下列规定:1) 回采工作面风速,不得低于 1m/s。2) 机电设备设在回风道时,回采工作面回风道风流中的甲烷不得超过 1%,并应装有甲烷自动检测报警断电装置。(4) 掘进工作面和回采工作面的进风和回风,都不得经过采空区和冒落区。(5) 井下机电硐室必须设在进风风流中。(6) 采空区必须及时封闭。(7) 倾斜运输巷道,不应设置风门。(8) 改变一个采区的通风系统时,应报矿总工程师批准。9.1.6 工作面通风方式的选择(一)工作面风向工作面风向有上行风和下行风之分,以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较:(1) 上行风风速小时,可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚,下行风时,沼气和空气混合能力大,不易出现分层和局部积聚;(2) 上行风流动途中瓦斯被带入工作面,工作面瓦斯浓度大,下行风流动途中瓦斯被带入回风巷,工作面瓦斯浓度小;(3) 上行通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混入风流,故工作面温度高;(4) 上行风上隅角瓦斯浓度常超限,限制了生产能力;(5) 下行通风运输设备在回风巷运转安全性差;(6) 下行通风比上行通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;第 80 页(7) 下行风工作面若有火源,产生火风压与机械风压相反,会使工作面风量减少,甚至反风,导致瓦斯浓度上升引爆,故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用采区式布置,通过对上行风和下行风的比较和矿井的实际情况,确定工作面通风为上行通风方式。(二)工作面通风方式确定采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“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):“U”型通风:在区内后退式回采中,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,工作面上隅角易积聚瓦斯,工作面进风巷一次掘进,维护工作量大。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。“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, 可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量,这种通风方式适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。“W”型通风:当采用对拉工作面时,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,实现集中生产需要。这种通风方式的只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,使上隅角瓦斯不易积聚,排放炮烟、煤尘速度快。“Z”型通风: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。“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。对照以上工作面通风系统形式,结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用“U”型后退式通风方式。9.2 矿井风量计算9.2.1 采煤工作面实际需风量每个采煤工作面的实际需要风量,应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和工作面人数等规定分别计算,然后取其中最大值。(1) 按瓦斯、二氧化碳涌出量计算根据矿井安全规程规定,回采工作面回风巷风流中瓦斯和二氧化碳的浓度不得超过 1%。本矿相对瓦斯涌出量为 10.0m3/t,开拓中布置有专门瓦斯抽采巷,进行采前瓦斯抽采,本设计的抽采率按 60%计算,即相当于本矿的相对瓦斯涌出量为 4.0m3/t,绝对瓦斯涌出量为 25.2 m3/min。以瓦斯涌出量计算工作面风量。即:Qai100Q aiK ai式中: Qai第 i 个回采工作面实际需风量,m3/min;Qai第 i 个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量,m3/min;Kai第 i 个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均衡系数,它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比,须在各个工作面正常生产条件下,要进行 1 个月的观测,得出一系列比值。通常机采工作面可取 Kai =1.21.6;炮采工作面可取K ai =1.42, 这里取 Kai1.4。Qai=10025.21. 2=3024 m3/min(2) 按工作面温度与风速的关系计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件,温度和风速应符合下列要求,见表 9-2。表 9-6 工作面温度与风速对应表采煤工作面空气温度,。C采煤工作面风速 Vai,m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5表 9-7采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m工作面长度系数1801.301.40Qai60VaiS aiK ai式中:Vai第 i 个回采工作面风速,进风流温度 20-23,取 Vai=1.4 m/s; Sai第 i 个回采工作面的平均断面积,取 22 m2;Kai第 i 个回采工作面长度系数,取 1.4。Qai=601.4221.4=2587.2 m3/min(3) 按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qai4Nai式中: 4每人每分钟供给的最低风量,m3/min;Nai第 i 个工作面同时工作的最多人数,取 73 人。Qai=473=292 m3/min由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为:Qai=3024m3/min(4) 按风速进行验算根据矿井安全规程规定,采煤工作面最低风速为 0.25 m/s,最高风速为 4 m/s 的要求进行验算。Qai0.2560Swi(m3/min) Qai460Swi(m3/min)330 m3/min3024 m3/min5280 m3 /min所以,回采工作面所需风量Qa3024 m3/min 符合风速要求。9.2.2 备用工作面需风量本矿设计中无备用工作面。故有Qb=0 m3/min。9.2.3 掘进工作面需风量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) 岩巷掘进的通风方式可以采用压入式,也可以采用混合式。煤巷、半煤岩巷的掘进通风方式一般都采用压入式。煤矿安全规程规定掘进巷道应采用全风压通风或局部通风机通风,禁止采用扩散通风。若掘进工作面距风道不超过 6 米,工作面风流中沼气和二氧化碳的浓度不超过 0.5% 时,可采用扩散通风。实际生产中,大多数矿井都是根据掘进巷道断面的大小、送风距离、巷道岩性以及瓦斯涌出量等因素,配备一定能力型号的局部通风机,在初始阶段由于有些参数难以掌握, 对掘进通风量计算有一定困难,因此可参考经验值决定掘进工作面需风量。掘进工作面所需风量按下列标准选择:煤巷:150250 m3/min;岩巷:250350 m3/min。考虑到本设计矿井的特点,决定选取:煤巷:250 m3/min;岩巷:350 m3/min;考虑到本设计矿井实际情况,决定设置两个煤巷掘进队和两个岩巷掘进队,故掘进工作面需风量:Qc=2175+2250=850 m3/min。Qc掘进工作面所需风量总和,m3/min。9.2.4 硐室需风量硐室实际需要风量,应根据不同类型的硐室分别进行计算。根据该矿区硐室通风标准的经验数据,各种硐室需要的风量如下: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 充电硐室:Q 充=150 m3/min则有:Qd =80+160+80+100+80+150=650 m3/minQd各种硐室所需风量总和,m3/min。9.2.5 其它巷道需风量其他巷道需风量主要指对行人斜巷和维护巷道的实际配风,按经验去回采面、掘进面、硐室风量之和的 5%,即:9.2.6 矿井总风量Qe=(Qa+Qb+Qc+Qd) 5%=(3024+0+850+650) 0.05=226.2 m3/min第 82 页矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风的总和,本设计采用按实际需要由里往外细致配风的算法。生产矿井总进风量按以下要求分别计算,并取其中的最大值。(1) 按井下同时工作的最多人数计算Q4NKt式中: N 井下同时工作的最多人数,人;Kt矿井通风系数, 包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素,一般取1.21.25。因为井下同时作业的最多人数为 700 人,并且取 Kt=1.25,代入上式可以得到: Q4NKt=47001.25=3500 m3/min即,进风井的风量总和不应小于 3500 m3/min。(2) 按采煤、掘进、硐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备用工作面实际需要风量的总和,m3/min; Qc掘进工作面实际需要风量的总和,m3/min; Qd硐室实际需要风量的总和,m3/min;Qe除了采煤、掘进和硐室地点外其他需要通风地点风量总和,m3/min; Kt矿井漏风系数,抽出式矿取 1.151.2,压入式矿取 1.251.3;此处取 1.2。Q(3024+0+850+650+226.2)1.2=5700 m3/min9.2.7 风量分配根据实际需要按由里向外的原则配风,逆风将各用风地点计算值乘以 1.2 就是各用风地点实际风量,顺风流而下,遇到分风地点则加上其它风路的风量,一起分配给未分风前的那条风路,作为该风路的分量,直至确定进风井的风量。表 9-8 风量分配表用风地点分配风量 m3/min采煤工作面3628.8掘进工作面煤巷420岩巷600中央变电所96主排水泵房192采区绞车房96火药库120采区变电所96充电硐室180其它巷道271.2合计5700经以上分配过程,矿井风量正好分配完毕。9.2.8 风量验算煤矿安全规程规定的煤矿主要巷道允许的最大风速见下表 9-9;井巷风速验算结果见表 9.10。表 9-9(1)各巷道允许风速井巷名称允许风速(m/s)最低最高无提升设备的风井和井筒15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.08运输机巷道、采区进、回风巷0.256回采工作面、提升中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中岩巷0.154其他人行巷道0.15表 9-9(2)巷道适宜风速序号巷道名称适宜风速(m/s)1运输大巷、主石门、井底车场4.55.02回风大巷、回风石门、回风平硐5.56.53采区进风巷、进风上山3.54.54采区回风巷、回风上山4.55.55采区运输机巷、胶带输送机中巷3.03.56采煤工作面1.52.5表 9-10 风速验算表序号井巷名称断面(m2)风量( m3/min)风速(m/s)备注1副井50.2657001.898m/s,满足要求2集中轨道大巷14.343965.18m/s,满足要求3轨道上山15.343964.86m/s,满足要求4区段运输平巷17.53628.83.54m/s,满足要求5采煤工作面223628.82.74m/s,满足要求6区段轨道平巷17.53628.83.54m/s,满足要求7回风上山17.557005.46m/s,满足要求8掘进工作面17.56000.64m/s,满足要求9风井34.2157002.815 m/s 符合要求由以上校核表知,分配风量均满足最高风速与最低风速要求。9.3 矿井通风总阻力计算9.3.1 矿井通风总阻力计算原则(1)矿井通风的总阻力,不应超过 2940 Pa。(2)矿井井巷的局部阻力,新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的 10%计算,扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的 15%计算。(3) 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第 83 页限内(1525 年),既能克服矿井的最大阻力(既通风困难时期),又能保证矿井在最小阻力(既容易时期)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。(4) 确定计算阻力路线。据通风系统图,选择一条风量最大、巷道总长最长的线路计算最大阻力,不必计算所有巷道阻力。只有在不能直接判断哪条线路阻力最大时,才需计算出所有线路阻力,以确定最大阻力。计算时先选定路线(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,再将各段阻力累加,得出通风容易与困难时期的通风阻力 hr.min 和 hr.max。(5) 如果矿井服务年限长,则只计算投产后的 1525 年内通风容易和通风困难时期的井巷通风总阻力。9.3.2 确定矿井通风容易和困难时期矿井通风容易时期和通风困难时期的定义:矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期,通风系统总阻力最大时称通风困难时期。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。9.3.3 矿井最大阻力路线在通风网络图中选出最大的通风阻力路线,根据上述计算原则,算出此路线的阻力。矿井通风容易时期矿井用风地点:1 个综放工作面、1 个采区变电所、1 个绞车房、2个煤层巷道掘进工作面,2 个岩巷掘进面。矿井通风困难时期矿井用风地点:1 个综放工作面、1 个采区变电所,1 个绞车房、2 个煤层巷道掘进工作面,2 个岩巷掘进面。通风容易时期的最大阻力路线:1 2 3 4 5 6 7 综采工作面 8 9 10 11 12 13通风困难时期的最大阻力路线:1 2 3 4 5 6 7 综采工作面 8 9 10 11 12 139.3.4 矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路,分别用下式计算出各段风路的磨擦阻力:hfr aLUQ2/S3式中: hfr巷道摩檫阻力,Pa; L 巷 道 长 度 ,m; U 巷 道 周 长 ,m; S巷道净断面积,m2;Q分配给井巷的风量,m3; 各巷道的摩擦阻力系数,N/m4。第 86 页图 9-2 容易时期矿井通风立体图图 9-3 容易时期通风网络图图 9-4 困难时期矿井通风立体图图 9-5 困难时期通风网络图第 92 页表 9-11容易时期矿井摩擦阻力井巷名称网络编号支护方式a104/Ns2m -4L/mU/mS/m2Q/m3s -1hfr/PaV/m/s副井1-2钢筋混凝土35068424.447.59549.22.0井底车厂2-3砖砌碹70100017.524.39577.03.9轨道大巷3-4锚喷7033414.814.373.367.95.1采区石门4-5锚喷7047914.814.373.397.35.1轨道上山5-6锚喷90113513.915.373.3213.04.8区段轨道石门6锚喷7010013.715.060.510.44.0运输平巷6-7锚网150175514.817.560.5266.13.5工作面7-8支掩式支架22020020.022.060.530.252.75回风平巷8-9锚网150175514.817.560.5266.13.5回风上山9-10锚喷90013.013.49505.4采区回风石门10锚喷703411515.59586.86.1回风大巷10-11锚喷7017471515.595444.66.1回风石门11-12锚喷70871515.59522.16.1风井12-24钢筋混凝土31.441120.734.2956.02.8合计1636.78表 9-12 困难时期矿井摩擦阻力井巷名称网络编号支护方式a104/Ns2m -4L/mU/mS/m2Q/m3s -1hfr/PaV/m/s副井1-2钢筋混凝土35068424.447.59549.22.0井底车厂2-3砖砌碹70100017.524.39577.03.9轨道大巷3-4锚喷70352014.814.373.3715.35.1采区石门4-5锚喷7039814.814.373.380.95.1轨道上山5-6锚喷90107713.915.373.3202.14.8区段轨道石门6锚喷7010013.715.060.510.34.0运输平巷6-7锚网150130814.817.560.5198.33.5工作面7-8支掩式支架22020020.022.060.530.252.75回风平巷8-9锚网150130814.817.560.5198.33.5回风上山9-10锚喷90013.013.49505.4采区回风石门10锚喷703521515.59589.66.1回风大巷10-11锚喷7014431515.595367.26.1回风石门11-12锚喷70871515.59522.16.1风井12-24钢筋混凝土31.441120.734.2956.02.8合计2046.7上面计算的是矿井在通风困难与容易时期的摩擦阻力,考虑到适当的局部阻力,所以乘以系数,得到两个时期的矿井总阻力hmin 及 hmax。通风容易时期总阻力:hrmin=1.1hfmin通风困难时期总阻力:hrmax=1.1hfrmax所以:通风容易时期的总阻力:hrmin= 1.11636.78=1800.46Pa通风困难时期总阻力:hrmax=1.12046.7=2251.37Pa9.3.5 矿井总风阻等积孔计算矿井通风总风阻计算公式: R = h / Q 2mz矿井通风等积孔计算公式: A = 1.1917 /式中: R 矿井风阻,Ns 2/m8;zhm 矿井总阻力,Pa; Q 矿井总风量,m3/s; A 矿井等积孔,m2。结合以上公式,把已知值代入,可得: 容易时期困难时期Rmin=1800.46/95.02=0.1995Ns2/m4Rmax=2251.37/95.02=0.2495Ns2/m4所以:Amin =1.1917/0.19951/2=2.67m2 Amax=1.1917/0.24951/2=2.39m2式中:Rmin,Rmax容易时期和困难时期的总风阻,Ns2/m8; Amin,Amax容易时期和困难时期的等积孔,m2。通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表 9-13:表 9-13 矿井等积孔容易时期困难时期等积孔(m2)2.922.27根据矿井总风阻或等积孔,通常把矿井通风难易程度分为三级:表 9-14 矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔 A大阻力矿困难1 m2中阻力矿中等12 m2小阻力矿容易2 m2由以上计算看出,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,总风阻均小于 0.35 NS 2/m8,属于通风容易矿井。9.4 选择矿井通风设备9.4.1 主要通风机选择根据煤炭工业设计规范等技术文件的有关规定,进行通风机设备选型时,应符合下列通风机选型的原则:(1) 风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求,并适当照顾第二水平通风;在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。(2) 当风机在服务年限内阻力变化较大时,可考虑分期选择电机,但初装电机的使用年限不小于 5 年。(3) 风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时,轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用的最大值小 5;风机的转速不大于额定值的 90%。(4) 考虑风量调节时,应尽量避免使用风硐闸门调节。(5) 正常情况下,主要通风机不采用联合运转。根据前面计算,用扇风机的个体特性曲线来选择主要通风机,要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。(一)自然风压由煤矿设计规范可知:矿井进、出风井井口的标高差在 150 m 以下,井深均小于400 m 时可不计算自然风压,日过矿井通风总阻力较大,自然风压相对要小的多;本矿井进、回风井在同一标高布置,标高相差不足 2 m,井深也都在 400m 之上。故设计中不计算自然风压,即: hn =0。(二)主要通风机工作风压(1)该矿井为抽出式通风,通风容易时期自然风压与通风机风压作用相同,通风机有较高功率,故从通风系统阻力中减去自然风压。通风容易时期主要通风机静风压为:hrsminhrminh 自然h 损失式中: hrmin通风容易时期矿井通风总阻力,Pa; h 自然容易时期帮助通风的自然风压,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。hrsmin1800.460+501850.46 Pa(2) 通风困难时期,通风困难时期自然风压与通风机作用反向,故通风系统需加上自然风压。主要通风机静风压:hrsmaxhrmaxh 自然h 损失式中: hrmax通风困哪时期矿井通风总阻力,Pa;h 自然困难时期帮助通风的自然风压,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。hrsmax2251.370502301.37 Pa(三)主要通风机的实际通过风量因有外部漏风(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:式中:Qf主要通风机风量,m3/s;QfkQ mQm矿井需风量,m3/s;k漏风损失系数,风井不做提升用时取 1.1。容易时期:困难时期:(四)主要通风机工况点Qfmin1.15700/60104.5 m3/s Qfmax1.15700/60104.5 m3/s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=RQ2 确定;通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期:困难时期:Rrsmin=hrsmin/Qrmin 21850.46/ 104.5 20.169 Ns2/m4Rrsmax=hrsmax/Qrmax 22301.37/ 104.5 20.211Ns2/m4风机风压与风量的关系: 容易时期:困难时期:Hrsmin=0.169 Qr2 Hrsmax=0.211 Qr2根据以上数据,在扇风机个体特性图表上选定风机,中央风井选用轴流式风机,型号为 FBCDZ-8-No.23B 型。根据 2K60-NO.28 的对旋式轴流风机的性能曲线,可以确定主要通风机实际工况点, 见表 9-15。表 9-15 主要通风机实际工况点型号时期叶片安装角/()转速(rmin)风压(Pa)风量(m3/s)效率/%输入功率 kWFBCDZ-8- No.23B容易49/4174019131060.79260困难52/4474023851060.83314图 9-6 通风机特性曲线9.4.2 电动机选型根据矿井通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率 H f min 和 H f max 计算电动机的输出功率。由 H f min / H f max =260/314=0.820.6,故通风容易时期和困难时期需要选用相同的电动机。电动机的输出功率:Ne = Nf ke /he式中: He 电动机的输出功率,kW;N f 通风机的输入功率,kW;ke 电动机容量备用系数,取 1.15;he 电动机效率,取 0.90; 容易时期:困难时期:Hee =2601.15/0.90= 332.22(kW)Hed =3141.15/0.90= 401.22(kW)根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速,选择型号为YKK5002-8 的异步电动机,其详细参数见表 9-16。表 9-16 电动机参数时期型号功率/KW电压/V电流/A转速/rpm效率/%功率因数困难容易YKK5002-8450600057.774093.80.809.5 安全灾害的预防措施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煤矿安全规程的有关规定。(2) 设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测不得少于两次,发现问题及时汇报处理, 另外建立瓦斯的个体巡检测和连续检测的双重检测系统,可靠预防和控制瓦斯事故的发生。(3) 在采煤工作面以及与其相互连接的上下平巷设置瓦斯报警仪,检测风流中瓦斯含量,并将信息及时传递到地面控制室。(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可靠的降尘装置,掘进头风机要设防尘器。(2) 利用环境安全监测系统,及时测定风流中的风尘浓度。(3) 奖励防尘、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,应定期进行清理。(5) 井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤,不得放空,防止煤仓和溜煤眼处漏风。第 95 页(6) 相邻煤层所有运输机道和回风道必须设置隔爆木棚。(7) 采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘口罩。9.5.3 预防井下火灾的措施(1) 实行无煤柱沿空掘巷开采,尽量少丢煤,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,要将其两平巷就近连通并及时加以密闭,使采空区处于均压状态。(3) 对个工作面及采空区进行束管监测,电子计算机监控,及时掌握自燃征兆和情况及时采取措施。(4 煤层大巷要搞好壁后充填和喷混凝土封闭煤层,防止煤层的风化和自燃。(5)井下设置完备的消防撒水系统,存放足够的消防器材。9.5.4 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煤的牌号中等高等挥发气肥煤2可采煤层数目层23可采煤层总厚度m14.04煤层倾角9.0313.8( 平均 12.1)5(1)矿井工业储量Mt488.40(2)矿井可采储量万 t299.746(1)矿井年工作日数d330(2)日采煤班数班37(1)矿井年生产能力Mt/a300(2)矿井日生产能力t/d9090.98矿井服务年限a70.899矿井第一水平服务年限a35.410井田走向长度m9003井田倾斜长度m279211瓦斯等级高瓦斯相对涌出量m3/t101213通风方式两翼对角式(1)矿井正常涌水量m3/h440.0(2)矿井最大涌水量m3/h630.014开拓方式(指井筒形式、水平数目)立井两水平加暗斜井延深15(1)第一水平标高m-650(2)最终水平标高m-95016(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m158418(1)移交时井巷工程量m3000(2)达产时井巷工程量m990019开拓掘进队数个420大巷运输方式运煤:胶带辅助运输:电机车21矿车类型自制平板车和 1.5t 矿车22电机车类型台数CTY12/6.7.9G 蓄电池式电机车23设计煤层采煤方法走向长壁综采放顶煤全部陷落法续表 10-1设计矿井基本技术经济指标24(1)工作面长度m200(2)工作面推进度m/月144(3)工作面坑木消耗量m3/万 t6(4)工作面效率t/工85.8(5)工作面成本元/t113.2第 96 页参考文献1 徐永忻.采矿学.徐州:中国矿业大学出版社,20032 徐永忻.煤矿开采学.徐州:中国矿业大学出版社,19993 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 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,200115 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 杨梦达.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,200825 杜计平.采矿学.徐州:中国矿业大学出版社,2008专题部分第 100 页深部巷道支护技术研究摘要:随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大,浅部资源日益减少,国内外矿山都相继进入深部资源开采状态。调查显示,我国煤矿开采深度正以每年 812 m 的速度增加,未来 10a 我国煤矿深部开采的问题将越来越突出。安徽、山东、河南等煤田将建设一大批新矿井,这些矿井穿越的不稳定表土层厚达 400700 m,巷道位于地下 6501000 m。深部煤岩体由于受到高地应力、特别是侧向高应力的作用,.使其具有不同于浅部煤岩体的特征。深部高应力煤岩体的岩石强度明显增加,岩体处于高压缩变形或破坏极限状态,爆破对围岩产生的破坏和扰动范围加大,甚至会引起岩爆灾害。本文讨论了埋深大于 800m 的深部矿井巷道及其支护技术存在的主要问题,并对影响巷道稳定的主要因素进行了分析,提出了深部矿井巷道的支护技术,并结合一些矿井的现场实践结果,对巷道支护技术进行了总结,对于类似地质条件下巷道支护具有一定的借鉴价值。关键词:深部巷道支护;锚杆支护;围岩应力应变;0 引言煤炭资源从浅部开始开采,随着煤炭采出,开采煤层的埋深必然要增加,开采规模的扩大和机械化水平的提高加速了生产矿井向深部发展。煤矿深井开采是世界上大多数主要采煤国家目前和将来必然要面临的问题,我国东部地区经济发达,能源需求量大,矿井延伸速度快,一些国有煤矿已经开始转向或即将进入深部开采。由于不同的产煤国家在煤层赋存的自然条件、技术装备水平和开采技术上的差异以及在深部开采中出现问题的程度不同,国际上尚无统一和公认的根据采深划分深井的定量标准。根据本国国情和地质条件的实际情况,不同的国家有不同的标准。苏联的一部分学者将采深超过 600m 的矿井归于深井,而另一部分学者把采深 800m 作为统计井深的标准。德国学者把采深 8001200m 定为深部开采,把 1200m 以下称为超深开采;英国和波兰把煤矿深部开采的起点定为 750m,日本定为 600m。矿井类别浅矿井中深矿井深矿井特深矿井采深 H/m40040080080012001200我国对深井的界定无明确规定,中国煤矿开拓系统一书提出按开采深度将矿井划分为 4 类,各类的深度范围如下表。在世界主要采煤国家中,德国、英国、波兰、俄罗斯、日本等都有深部开采矿井。英国煤矿的平均采深为 700m,最深达 1000m;德国煤矿矿井的平均采深为 947m,最深达1713m;波兰煤矿的平均采深为 690m,最深达 1300m;俄罗斯已经有许多矿井采深达到12001400m。我国国有煤矿生产矿井中,采深大于 700m 的有 50 处,占总数的 8.35%,采深已超过800m 的矿井有 25 处,分布在开滦、北京、鸡西、沈阳、抚顺、新汶和徐州等开采历史较长的老矿区,特别是在东部地区。在采深超过 1000m 的矿井中,有沈阳彩屯矿、开滦赵各庄矿、新汶孙村矿、北票冠山矿和北京门头沟矿。开滦唐山矿、马家沟矿和林西矿、北票台吉矿、新汶华丰矿和阜新王家营矿等矿井的开采深度接近 1000m。预计 1020 年后,开采深度大于 700m 的矿井将不断增加。在此背景下,随着采深的不断加大,深井所带来的巷道支护问题的特殊性也越来越受到重视。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,这不但造成巷道支护困难、成本高,而且造成煤炭资源开采的极端困难,严重威胁矿井的安全生产。如何解决深井巷道支护的难题,提出一些实际可行的支护方式对于矿井的建设和安全生产具有重要又迫切的意义。1 开采深度与巷道围岩变形的关系1.1 国内的研究开采深度对巷道围岩的影响十分复杂,除与巷道围岩的性质密切相关外,还于巷道的支护方式有关,由我国的研究成果可知,开采深度与巷道围岩变形和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根本原因。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) 巷道围岩变形量或维护费用随采深的增加近似呈线性关系增长。(3) 巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长幅度,与巷道围岩性质有密切关系, 围岩愈松软,巷道变形随采深增加愈快,反之,围岩愈稳定,巷道变形随采深增加愈慢。(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巷道支护方式有关,开采深度对卸压区内的巷道影响最小,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。1.2 德国的研究(1) 德国提出巷道掘进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:式中:K巷道掘进引起的围岩变形量占巷道原始高度的百分率。%;P岩层压力,p= ,Mpa;Rf底板岩层的单轴抗压强度,Mpa。利用该式计算结果如图 1 所示,由此可见,巷道掘进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(Rf=14 Mpa) 中掘进,围岩移近量增加 8.9%;在软岩(Rf =28 Mpa)中增加 6.3%;在页岩(Rf =45 Mpa) 中增加 5%;在砂岩(Rf =97 Mpa)增加 3.4%。同时取 Rf =0,可以知道在巷道掘进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高度的百分率与开采深度关系式为:K=6.6 H/100即开采深度每增加 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。图 1-1 移近量和岩石压力 p(深度 H)和底板岩层强度的关系图1-砂岩(Rf =97 Mpa);2-页岩(Rf =45 Mpa);3-软岩(Rf =28 Mpa);4-煤(Rf =14 Mpa)1.3 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巷道掘进引起的围岩变形,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的结果,提出了深部巷道掘进初期围岩移近量的计算公式为: g H -10( R )2 qbUdt = 0.01R0de-R1 0.85g H -15( R )2 qhUct = 0.0056R0ce-R1式中:Udt 、Uct 顶板、两帮在掘进后 t 时间内的位移量,cm; t时间,d;qc 、qd 顶板、两帮作用在支架上的压力,kN/ ;岩石容重,kN/m;第 105 页H巷道所处的深度,m; R岩石单轴抗压强度,kPa;Ro寻求常数时引人的单轴抗压强度,3000kPa; b巷道所处的深度,cm;h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H/R300(2) 按围岩变形量的分类方法围岩表形量是巷道开挖后受多种因素影响的综合结果,是围岩稳定性分类的多因素单一定量指标,煤炭科学研究总院北京建井所据此指定的巷道围岩分类见表 2-2。表 2-2按围岩变形量制定的围岩分类围岩类别开挖后围岩变形量/mm200深部巷道原岩应力大,围岩具有软岩的大变形特征,决定了巷道收敛具有变形量大的特点。据测量数据,研究区各巷道收敛变形量均很大,一般为数十毫米到数百毫米,最大可达 1.0m 以上,严重的可封堵整个巷道。如唐山矿业分公司 T2154(5 煤层) 运输巷道其巷道累计水平变形量 184.3 mm,垂直变形量 62.6mm,底鼓变形量 85.9 mm(图 2-2)。巷道变形以水平收敛为主,其表现形式有侧帮内移,顶板垮落和底鼓。在未封底和未设置抑拱的某些巷道,因两帮和拱顶进行了支护,阻碍了相应部位围岩的继续变形和围岩的进一步调整,底板就成为最薄弱环节,于是应力释放和岩体扩容变形就在底板发生,从而普遍产生底鼓。深部巷道围岩变形的另一个特征是明显的时效性。在地下巷道和采场工程中表现出来的力学现象,包括地压、变形、破坏等几乎都与时间有关。严格地讲,以往应用弹性力学和弹塑性力学求得的巷道变形和应力都是瞬时发生的,既量测不到也无法阻止。围岩变形可分为剧烈变形、缓慢变形和稳定变形 3 个阶段。围岩收敛变形是否稳定还取决于支护结构的刚度和强度。据破碎铜室的监测资料,开挖 6 个月变形速度无明显降低,一般维持在 0.452.15 mm/d,且大部分地段变形有所加快。而且由于这种流变产生围岩的变形压力一旦使支护失效,围岩再次恶化并强烈变形,如此反复,这就是某些硐室出现返修而未能有效阻止围岩变形和破坏的根本原因。图 2-2T2154 运输巷围岩变形曲线1水平位移;2底鼓量;3垂直变形量2.4.3 深部围岩巷道载荷特征图 2-3松动圈理论分析围岩状态现代支护理论认为,巷道围岩支护应充分发挥围岩的自承作用。围岩本身既是载荷的来源又是支护结构的主体。围岩的自承力是由巷道的断面形态和围岩本身的物理力学性质决定的。根据松动圈支护理论(图 2-3),围岩的状态特征决定着支护能够起的作用,弹塑性状态特征的围岩能够自稳,多数不需要支护;只有当围岩进人到破碎状态之后才产生了支护问题。凡裸体巷道,围岩松动圈都接近于零,此时的弹塑性变形依然存在,但它不需要支护;松动圈越大收敛变形越大,支护越困难;巷道收敛与松动圈形成在时间上是一致的。因此,围岩松动圈所产生的碎胀变形是支护控制的主要对象(未考虑水等的因素),同时应该在松动圈形成时,及时采取支护措施,获得最佳支护效果,这就是深部巷道围岩对控制时间的要求。3 深部巷道支护方式3.1 U 型钢可缩性支架支护3.1.1 拱形 U 型钢可缩性支架拱形 U 型钢可缩性支架结构比较简单,承载能力大,可缩性较好,是可缩性支架中使用最广泛的一种(图 3-1)。分为:(1)半圆拱可缩性支架;(2)三心拱直腿可缩性支架;(3)三心拱曲腿可缩性支架。拱形 U 型钢可缩性支架的优点是:(1)支架受力均匀,特别是对非均匀载荷、不稳定围岩和动压巷道有良好的适应性。(2)由于支架铰接处弯矩较小,从而使支架承载能力提高了23 倍。(3)支架的可缩性较好,支护效果好。拱形 U 型钢可缩性支架的缺点是:(1)在煤层开采厚度较小的情况下掘进巷道时,不利于保持巷道顶板的完整性和稳定性,在工作面与巷道连接处比较难以安装;(2)在非机械化掘进的条件下,拱形巷道断面施工也比较困难。图 3-1 四节三心拱曲腿 U 型钢可缩性支架3.1.2 环形 U 型钢可缩性支架环形可缩性支架又称封闭形可缩性支架,支架各节连接形成一个环形。封闭形支架与拱形、梯形支架的不同之处在于其底部是封闭的,其优点是:由于支架本身是一个闭合体, 其承载能力较拱形、梯形支架有较大的提高,支架变形损坏小;由于支架底部封闭,对巷第 109 页道底臌有良好的控制作用,对巷道两帮也有较强的控制能力。环形可缩性支架缺点是结构复杂、钢材消耗多、成本高。通常只在围岩松软、采深大、压力大、底鼓严重、两帮移近量大的巷道才使用这种支架。环形可缩性支架的主要类型有马蹄形、圆形、方环形、长环形等。3.2 锚杆支护3.2.1 锚杆支护原理锚杆的悬吊作用是用锚杆将软弱的危岩、伪顶或直接顶悬挂于上方坚固的稳定岩层之中,如图 3-2 所示。该理论直观简单,在不稳定岩层厚度容易确定的条件下应用较为方便。不稳定地层厚度根据地质调查或冒落拱的高度确定,当其数值较难确定或厚度过大时,支护参数不易确定,此时悬吊理论的应用就遇到了困难。层状顶板中,较薄的顶板岩层容易发生离层开裂破坏,锚杆支护的组合梁作用是通过锚杆的锚固力把数层薄的岩层组合起来,增大了岩层间的摩擦力,同时锚杆本身也提供一定的抗剪力,阻止岩层间的相对移动,从而形成类似锚钉加固的组合梁。组合梁中全部锚固层共同变形,从而提高了顶板岩层整体的抗弯能力,大大减少岩层的变形和弯张应力, 其工作原理如图 3-3 和图 3-4 所示。这种观点形象的阐述了锚杆作用机理,在浅部工程中具有一定的指导意义,只适应于浅部层状顶板。深部工程中,围岩应力及变形量大,顶板岩层连续性遭受破坏,从而失去传递拉应力和弯矩的能力,层状顶板失去“梁”的应力及变形特征,组合梁观点不再适用。图 3-2 锚杆支护的悬吊作用图 3-3 锚杆支护的组合梁原理图关于锚杆对围岩的支护原理,首先是从悬吊概念开始认识的,即认为锚杆的作用仅在于把围岩表面的松脱岩石“悬吊”在深部稳定岩体上,但后来一系列的事实说明这种概念并不能全面反映客观情况,锚杆不一定要非要深深锚入稳定岩体中才能起到支护作用。所以就产生了“压缩拱”作用理论。该理论认为,在锚杆锚固力的作用下,每根锚杆周围形成一个两头带圆锥的筒状压缩区。各锚杆形成的压缩区彼此联成一个有一定厚度的均匀压缩带,该带具有较大的承载能力(如图 3-5)所示。图 3-4 板梁组合前后的挠曲应力对比如果是拱形或圆形巷道,把锚杆以适当的间距沿拱形系统安装,就会在巷道周围形成连续均匀压缩拱,锚杆的长度与间距,决定了连续均匀压缩拱能否形成及形成后的厚薄。加固拱的厚度可按式下确定。由于均匀压缩拱内的径向及切向均受压,这部分围岩强度便得到了很大的提高,其承载能力也相应增大,行成连续的均匀压缩带,并起到拱的作用(图3-6)。b=L-a/tg式中:b加固拱厚度; a锚杆间距; L锚杆长度;锚固体与锚杆的夹角,一般取 45。图 3-5 锚固体的均匀压缩带另外锚杆支护还可对破裂围岩起加固作用。巷道开挖后,围岩发生破裂,在打入锚杆后,一方面可以阻止围岩裂隙的过度发展,另一方面锚杆将破裂围岩锚固起来,使其强度大大提高。国内有些专家在用水泥砂浆试块模拟有、无锚杆和金属网约束的岩体试验时, 发现锚固体具有双峰性质的应力应变特性曲线,如图 3-7 所示。图中左侧第一个“峰”是普通岩石所普遍具有的特性,当它已经破裂而处于残余强度时再加载,则发现无锚杆的岩块发生彻底碎裂破坏,而有锚、网的试块仍能继续承载,出现应力应变第二个“驼峰”。这充分说明锚、网对破碎岩体有强有力的支护作用。图 3-6 锚杆支护的均匀压缩拱3.2.2 锚杆支护设计方法图 3-7 锚固体的应力应变曲线井下巷道(特别是回采巷道)的突出特点就是承受采动支撑压力,围岩破碎、变形量大。煤矿井下巷道锚杆支护设计,首先要对巷道所要经受的采动影响过程及影响程度进行准确的评估,对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。工程设计之前,对围岩的地质条件、岩体强度、松动圈、采动影响程度、矿压显现规律等因素要进行深入的调查分析,必要时还要对原岩应力的大小和方向进行测试,为支护设计提供可靠的基础数据资料,这是取得良好设计效果的重要保证。目前,我国煤巷锚杆支护参数设计,主要应工程类比法和理论计算方法,工程类比方法占较大比重。理论计算法往往用来检验工程类比法的可靠性程度。工程类比法,是在现有理论基础上,参照已有大量工程实践的经验参数,通过工程相似条件下的类比,直接确定新开工程支护参数的一种方法。理论计算方法是在测得岩体和支护材料力学参数前提下,根据围岩力学特征建立数学模型,然后利用相应锚杆支护作用机理和相关支护理论确定锚杆支护参数的方法。工程类比法的应用,核心在于评价新开工程与已往成功工程的相似与差别之处。表 3-1列出了我国以工程类比法为主要依据,提出的煤巷锚杆支护形式及主要参数选择范围。3.3 锚喷支护3.3.1 锚喷支护方法锚喷支护是指联合使用锚杆和喷混凝土或喷浆的支护,这类支护的特点是,通过加固围岩、提高围岩自承能力来达到维护的目的。深井巷道锚喷支护能加固围岩,提高围岩强度,减小破裂区厚度。这就是深井巷道锚喷支护机理,它是由深井巷道开挖后围岩普遍处于破裂状态、破裂区的形成要经历较长的时间过程和锚杆的作用共同决定的。喷射混凝土,是将混凝土的混合料以高速喷射到巷道围岩表面而形成的支架结构。其支护作用主要体现在:(1)加固作用巷道掘进后及时喷上混凝土,封闭围岩暴露面,防止风化;在有张开型裂隙的围岩中,喷射混凝土充填到裂隙中起到粘结作用,从而提高了裂隙性围岩的强度。(2)改善围岩应力状态由于喷射混凝土层与围岩全面紧密接触, 缓解了围岩凸凹表面的应力集中程度;围岩与喷层形成协调的力学系统,围岩表面由支护前的双应力状态,转为三向应力状态,提高了围岩的稳定程度。表 3-1 煤巷顶板锚杆基本支护形式与主要支护参数选择巷道类别围岩稳定类型基本支护形式主要支护参数非常稳定整体砂岩、石灰岩类岩层,不支护。无其它岩层:单体锚杆。端锚:杆体直径:618mm 锚杆长度:1.61.8m 排间距:0.81.2m设计锚固力:6480KN稳定顶板较完整:单体锚杆。顶板较破碎:锚杆加网。端锚:杆体直径:618mm 锚杆长度:1.62.0m 排间距:0.81.0m设计锚固力:6480KN中等稳定顶板较完整:锚杆加钢筋梁,或桁架。中等稳定顶板较破碎:锚杆+W 型钢(或钢筋梁)+网,或增加锚索; 桁架+网,或增加锚索。端锚:杆体直径:618mm 锚杆长度:1.82.2m 排间距:0.61.0m设计锚固力:6480KN 全长锚固:杆体直径:1822mm锚杆长度:1.82.4m排间距:0.61.0m不稳定锚杆+W 型钢+网,或增加锚索;或增加锚索,桁架+网,或增加锚索。全长锚固:杆体直径:1822mm锚杆长度:1.82.4m 排间距:0.61.0m1.顶板较完整:全长锚固:杆体直径:1824mm锚杆长度:2.02.6m 排间距:0.61.0m锚杆+金属可缩支架,或增加锚索;极不稳定2.顶板较破碎:锚杆+网+金属可缩支架,或增加锚索3.低鼓严重:锚杆+环形可缩支架。3.3.2 锚喷支护特点锚喷支护能大量节约原材料,且简单、易行、易机械化施工,施工速度快,起主要特点有:(1) 支护及时迅速,在松软岩层或松散破碎的岩层中,能较好的提供支护抗力,有效的防止围岩松动、失稳。(2) 保证支护结构与围岩相互作用,共同承载,改善载荷状态分布,防止围岩松动、恶化。第 112 页(3) 锚喷支护可以增加支护结构的柔性和抗力,有利于控制围岩的变形和压力。(4) 锚喷支护可以及时封闭围岩,有利于防水、防风化,也可以填塞裂缝,从而减小应力集中状态,增强岩体强度。3.4 锚索支护3.4.1 锚索支护作用锚索支护是指在巷道围岩钻孔中安设锚索,并给锚索预加拉力的一种支护方法。预应力锚索,施工简便,可以和多种支护措施相结合,如锚索支护,锚索梁支护,锚索金属网支护,锚索金属网喷浆支护等,其工期短、费用低,尤其对破损巷道加固,比其它方法更安全可靠,简便快捷。近年来锚索支护迅速发展,在隧道施工以及矿山井巷支护已经得到广泛应用。在英国、澳大利亚,锚索支护的应用已十分普遍,我国的矿山井巷工程中,围岩较差的巷道,大硐室、交岔点、开切眼,停采线附近等地方都成功地使用了锚索支护技术,并取得了很好的经济效益。在顶板岩石比较松软时,单一的锚杆往往不能有效的支护,容易造成锚杆的整体垮落, 带来严重的后果。而锚索具有锚固深度大、承载能力高、可施加较大的预紧力等特点,如果在锚杆支护的同时配以少量的锚索,就可以将锚固体悬吊于稳定坚硬的老顶上,避免其离层及出现巷道顶板整体下沉或垮落。因此,在软岩巷道中应用锚索支护,对于确保安全生产具有重大的意义。由此可见,锚索支护在软岩巷道中具有更大的发展前途。3.4.2 锚索的结构和形式锚索主要由内锚头、锚索体和外锚头三部分组成。锚索的形式按钢绞线的根数分,有单根锚索和锚索束;按锚固材料分,有树脂锚固锚索、水泥锚固锚索及树脂水泥联合锚固锚索;按锚固长度分,有端部锚固锚索和全长锚固锚索;按预紧力分,有预应力锚索和非预应力锚索等,其主要类型有:(1) 树脂端部锚固锚索,这种锚索是针对煤巷特点开发的新型小孔径树脂锚固预应力锚索。(2) 注浆锚固锚索,这种锚索一般适合于煤矿井下大断面硐室和巷道的补强和加固。采用多根钢绞线,全长锚固,锚索钻孔和吨位比树脂端部锚固锚索大。这种锚索的技术参数和施工工艺不太适合回采巷道的要求。(3) 树脂注浆联合锚固锚索,这种锚索兼有树脂端部锚固锚索和注浆锚固锚索的优点。单根钢绞线,先用锚索搅拌树脂锚固剂,进行端部锚固;树脂端部锚固后,可施加较大的预紧力,使锚索及时承载;树脂端部锚固后实施水泥注浆,进行全长锚固,施工采用单体锚索钻机,不需要笨重的地质钻机,施工速度很快。3.4.3 锚索支护作用机理锚索支护的作用机理是:单体锚索是通过固定在岩体内的内锚头和锁定的外锚头对锚索施加预应力,锚索产生拉张弹性变形。当围岩有变形时,锚索的预拉力通过内、外锚头以压力方式作用在围岩上,平衡围岩的变形力,来维护巷道的稳定。在煤矿巷道,锚杆、锚索大都是配合使用。当锚杆、锚索及时支护之后,形成锚杆、预应力锚索的加固群体。这样,相邻的锚杆、锚索的作用力相互叠加,组合成一个 承载层 (承载拱),这个新的承载层厚度比单用锚杆成倍增加,能使围岩发挥出更大的承载作用。如图 3-8 所示。3.5 锚网支护3.5.1 锚网支护对围岩稳定作用金属网的主要作用:(1)能够有效控制锚杆之间非锚固岩层的变形,托住挤入巷道的岩石,防止碎裂岩体的垮落;(2)将锚杆之间非锚固岩层载荷传递给锚杆;(3)金属网托住已碎裂的岩石,虽然巷道周边围岩已破裂,由于碎石的碎胀作用和传递力的媒介作用, 使巷道深部岩仍保持三向应力状态,大大提高岩体的残余强度。总之,锚网支护能及时加固与阻止围岩风化,改善围岩应力状态,提高保护层的整体性,改善了抗拉性能,有效地阻止围岩位移(图 3-9)。3.5.2 锚网支护的优点(1) 锚网支护技术先进,解决了压力大,无法支护的难题。(2) 在木材紧缺,钢材、木材大幅涨价,煤矿资金紧张的情况下,锚网支护及时地解决了这个问题。(3) 减轻了职工的劳动强度,减少了辅助运输环节,减少了采煤的回撤工作量,节省了人力物力。(4) 减少了支护对通风的阻力,减少了瓦斯积聚。(5) 减少了空顶,减少了顶板浮煤堆积,减少了巷道的发火。(6) 减少了巷道维修量。(7) 减少了巷道的物料堆积,有利于生产整洁。图 3-8 锚索锚杆群联合作用加固原理3.6 锚杆-锚索联合支护3.6.1 锚杆-锚索联合支护作用煤巷围岩的变形较大,当支护不当,顶板容易产生冒落拱。当冒落拱高度大于锚杆锚固范围时,易造成冒顶事故。所以,煤巷使用锚索支护的目的是防止因锚杆支护不可靠时, 通过锚索的悬吊作用阻止顶板冒顶。因此,在煤巷中,锚索的主要作用是悬吊作用,而不是加固作用。然而,发挥锚索的悬吊作用仅仅是人们使用锚杆-锚索联合支护的出发点或目的,并不是煤巷锚杆-锚索联合支护的实际作用效果。锚杆-锚索联合支护的作用不是锚杆支护作用与锚索悬吊作用的简单组合,其联合支护的作用机理和作用效果与围岩条件、支护方法、施工工艺及支护参数有关,必须根据不同情况进行分析。锚索与单体锚杆的作用功能是一样的,既有加固围岩的作用,也有悬吊下部松动岩石的作用。两者的区别在于锚索可以锚固在围岩深部的稳定岩层中,而锚杆因其长度较短,在围岩条件较差的情况下, 锚杆不能锚固在稳定的岩石中,此时锚杆的悬吊作用很小,主要靠其加固作用和锚杆群的成拱作用控制围岩变形,提高围岩的承载能力。3.6.2 锚杆-锚索联合加固原理图 3-9 锚网支护对围岩稳定作用当锚杆和预应力锚索同时安装时,锚杆与锚索对围岩起到共同的加固作用。由于锚索的工程延伸量较小,围岩在该变形范围内产生的松动破坏区较小。所以,锚杆和锚索均以加固围岩的作用为主,共同提高锚岩支护体的承载能力,保持围岩稳定。图 3-10 所示围岩与支护的相互作用关系示意图。图中给出了锚索的力学特性曲线 4 和锚岩支护体的特性曲线 3,与一般支架的力学特性不同,锚岩支护体的承载能力是随着围岩和自身变形的增加而降低。曲线 1 为围岩特性曲线,它表示围岩变形与支护强度之间的关系。根据前述分析,如锚岩支护体和锚索的特性曲线不能与曲线 1 相交,说明单独采用锚杆支护或锚索支护,都不能控制围岩达到稳定。如锚杆-锚索联合支护时,其共同支护作用特性曲线 2与曲线 1 相交,表明联合支护提高了支护体的承载能力,在曲线的交点(A)处,围岩的变形破坏得到控制,保持了围岩的稳定。锚杆和锚索同时安装时,保证锚杆-锚索联合支护成功的前提是围岩达到稳定时的变形量 U0 小于锚索的延伸量。满足这一条件的围岩的稳定性一般较好,在多数情况下,可以第 116 页通过合理选择锚杆支护形式和参数,单独采用锚杆支护来保持巷道围岩的稳定。但有些情况例外,如复合顶板和淋水大的巷道,这类巷道顶板锚杆的加固作用很小,锚岩支护体的承载能力低,在顶板下沉量较小时就可能造成冒顶,所以,必须采用锚杆-锚索联合加固作用原理,保证巷道支护的可靠。3.6.3 锚杆-锚索支护作用的互补原理煤巷巷道围岩的变形量很大,为了避免采用锚杆-锚索联合加固支护时因锚索延伸量超过极限而破断,可以采用类似于软岩支护中的二次支护方法及其作用原理进行锚索加强支护。在巷道开挖初期,围岩自身的整体性好,通过锚杆的加固作用,锚岩支护体的承载能力较高,围岩在一定变形范围内可以保持自身的稳定。随着围岩变形的增大,锚岩支护体的承载能力和自稳性降低,同时围岩集中应力移往深部,围岩变形趋于平稳。在锚岩支护体失稳之前,再通过锚索的悬吊作用,保持锚岩支护体和围岩的稳定。图 3-10 围岩与支护的相互作用关系图 3-11 为巷道围岩-支护相互作用原理图,曲线 ABED 为锚岩支护体的特性曲线, 锚索的特性曲线为曲线 4,锚杆-锚索联合支护特性曲线为 ABCD 曲线。由该曲线可知, 锚杆和锚索各自发挥了自身的优势。在巷道开挖支护初期,以锚杆的柔性支护为主,后期以锚索的悬吊作用为主。两者不是同时联合加强支护,而是相互取长补短,从而大大改善了锚杆支护的整体支护性能,达到控制围岩大变形的目的。因此,将此支护作用原理称之为锚杆-锚索支护作用的互补原理。在实际工程中,锚杆-锚索联合支护是否能实现锚杆与锚索支护作用的互补性取决于采用的支护方法和合理的支护设计,它要求将锚岩支护体的特性与锚索的力学特性有机地结合一起进行总体的支护设计,而不是锚杆和锚索支护参数分别独立设计。由于采用不同的锚杆支护形式,锚岩支护体的承载特性有较大差异;同样,采用不同的锚索支护方式对围岩的适应性也不相同。因此,在支护设计中,应根据巷道围岩条件,采用合理的锚杆支护形式和参数,选择与之相匹配的锚索支护方法,这是锚杆-锚索联合支护的关键。4 深部巷道支护技术研究4.1 巷道支护设计原则从巷道的受力角度考虑,其轴向方向与最大水平主应力的夹角越小越好,但各种巷道的走向往往受煤层赋存状态的限制。在这种受地质条件约束,主要大巷方向又不能改变的情况下,支护设计就要从巷道布置的位置、巷道断面形状及支护方式上进行综合考虑。比如将巷道布置在较稳定的底板岩层中,若将巷道布置在煤层中,应尽量使巷道圆拱部分处在顶板岩层内且选择联合支护形式对巷道进行支护。对于一些地质条件复杂和围岩不稳定地段的巷道,如顶板锚杆不能锚固在稳定岩层内,锚杆起不到吊挂作用,而巷道顶板岩层又较软和破碎,组合梁作用较弱,故而可造成巷道顶板破坏或下沉量过大。当巷道穿层布置时,巷道处于煤岩交界处或完全处于煤层内时,锚杆同样不能锚固在稳定岩层上,也会造成巷道围岩位移量加大。在这种情况下,要考虑对巷道进行加强支护,如采用锚杆+锚索加强支护方式。综上所述,深部开采的开拓和准备巷道锚杆支护初步设计应依下述原则进行:(1) 为保证锚杆及其它支护材料生产和购买的连续性,设计所选用的锚杆和相关支护材料,以本矿区现用为主。(2) 从巷道的服务年限和重要程度上考虑,开拓巷道以支护可靠程度为准则进行设计。(3) 以目前矿井内最深的且状态较好的开拓巷道为类比条件进行加强设计。依上述原则,开拓巷道主要采用以下方式进行支护:对于围岩较好处的巷道,采用锚杆+金属网+喷射砼联合支护方式支护;对于地质条件复杂和围岩不稳定巷道,采用锚杆+ 金属网钢筋网+喷射砼加强支护。4.2 支护设计基本流程(1) 初始设计初始设计是在对现支护方式进行调查分析后,以国内外相类似矿井锚杆支护方式及支护参数作类比,结合具体条件,取长补短进行锚杆支护初步设计。(2) 进行地质力学评估用应力解除法测出矿区地壳应力状态,并取样测定出巷道围岩物理力学性质,为锚杆支护完善设计提供依据。(3) 矿山压力与顶板离层观测对按初步支护设计施工的巷道进行锚杆锚固力、巷道围岩表面和深部位移进行观测, 在回采巷道内设置巷道顶板离层指示仪,测定锚固区内、外的顶板离层值。(4) 信息反馈和修改、完善设计通过对巷道现场矿压观测结果进行分析,同所测出的地应力状态数据综合考虑,调整初步设计,完善最终设计。4.3 巷道支护的主要形式图 3-11围岩-支护相互作用原理图(1)U 型钢可缩性金属支架;(2) 锚杆支护;(3) 锚索支护;(4) 锚杆喷射混凝土支护(简称锚喷支护);(5) 锚杆金属网支护(简称锚网支护);(6) 锚杆金属网喷射混凝土支护(简称锚喷网支护);(7) 锚杆金属网钢架喷射混凝土支护(简称锚网喷架支护);(8) 锚杆喷射混凝土锚索联合支护(简称锚喷索支护);(9) 锚杆金属网锚索联合支护(简称锚网索支护);(10) 锚杆梁金属网联合支护(简称锚梁网支护);(11) 锚杆金属网可缩性金属支架联合支护(简称锚网架支护);(12) 锚杆金属网桁架支护(简称锚网桁支护);(13) 锚梁网喷注浆联合支护;(14) 锚网喷碹联合支护等。4.4 深井巷道支护4.4.1 深井巷道支护原理根据上述规律,深井巷道支护应是卸固原理:“支、卸、固”方式,即扩大断面待卸压后及时二次加固。支:第一次用锚、网、喷、支护后;卸:巷道虽有变形、开裂、剥皮卸压现象,但尚未造成围岩脱离原岩体、片帮、冒顶;固:随后进行锚注加固。4.4.2 支护结构形式适应深井高应力巷道的支护形式有:“支、卸、固法”、“支修法”、“强抗法”、“超前加固法”、“应力转移法”等,但较为经济、实用、有效的方法是“支、卸、固法”。其它方法工序复杂,成本较高。合理支护结构形式的核心是对适应地压规律和围岩的性质。4.4.3 支护方法及对策(1) 正确选择巷道层位、位置巷道的布置应避开煤柱集中应力、构造集中应力、采动应力的影响,选择在岩性较为稳定的岩石中。深部采区主要准备巷道应以岩巷为主或至少布置一条岩巷。随着深度的增加,回采工作面推进后煤体塑性区增加,致使区段煤柱留设宽度随之增加,为保证采区回收率,减少巷道维护,工作面回风(运输) 平巷宜采用无煤柱护巷的形式。(2) 合理选择巷道施工方位在遇到以压应力为主的褶曲、逆断层时,巷道方向尽量与摺曲轴或断层走向垂直或斜交,在遇到以拉应力为主的正断层时,巷道方向则与断层走向一致或斜交,从而达到减小矿压显现的目的。回采巷道布置的方位应使工作面离开断层推进,使采区一翼内工作面同向推进。避免巷道相向掘进和巷道近距离平行布置,减少相交巷道(或避开锐角),从而减小应力集中,减少发生冲击地压的危险性。(3) 改革巷道支护形式,达到最佳支护效果针对深部巷道矿压显现特点。要求巷道支护必项满足既能加固围岩又能提供较大的支护力、具有较大的可缩性和一定的初撑力等要求,根据围岩状况和巷道条件,采用不同的支护形式。1) 树脂锚杆+梁+网组合支护 树脂锚杆采用树脂药卷作为锚固剂,分端锚、全锚和加长锚固 3 种形式,圆钢或螺纹钢为杆体,再配以金属网、梁。使用此种锚杆能有效地提高围岩的自承能力。此种支护在综放大断面煤巷或切眼中经常使用。2) 锚梁网+锚索联合支护深部 巷道以锚杆支护配以锚索支护,可使层状顶板形成一个整体的组合梁,同时也起到悬吊作用,可防止围岩受拉破坏,并能提高围岩的整体抗弯强度。此种锚杆常在围岩不稳定、层理发育、跨度较大的巷道中使用。3) 全封闭锚梁网+底梁联合支护由于深部巷道的变形呈软岩特性、巷道围岩破碎圈增大等特点,例如徐州矿务局庞庄煤矿张小楼并-1025m 大巷原采用常规锚梁网支护形式,致使巷道尚未投人使用就产生如前所述的较大变形,后采用树脂锚杆(端锚)+ 梁、网+U 型钢底梁的全封闭支护形式二次施工,其中锚杆长度由原来1.8m 加长至 2.2m, 锚杆直径由,18mm 加大到 20 mm,使锚杆锚固力达 6t 以上,7d 内巷道变形速度仅3mm/d,取得了较好的支护效果。4) 围岩注浆加固+U 型支架联合支护 在深部极破碎顶板条件下,除采用加长树脂锚杆再配以锚索支护外,张集煤矿-700 m 水平西大巷延长段施工中还采用了围岩注浆加固技术。通过向巷道围岩中注浆,浆液中掺入 ZKD 高水速凝材料,将松散的围岩胶结成整体,降低围岩的孔隙率,提高了巷道围岩的整体性和自身承载能力。进而保证了巷道轮廓线按设计成形,使围岩与支架充分接触,支架均匀承载,发挥 U 型支架高承载能力的性能,有效地控制了围岩变形.实测两帮移近量由注浆前 80011000mm第 122 页减少到注浆后 100200mm,提高了支护效果。结合实际矿井应用,针对有代表性且应用越来越广泛的锚杆支护技术做详细的介绍。5 深部巷道锚杆支护技术优化5.1 深部巷道锚杆支护作用机理5.1.1 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。根据锚杆对围岩的稳定作用划分和定义锚固力。图 5-1 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。5.1.2 径向锚固力的作用机理图 5-1 锚固体应力应变曲线注:曲线上数字为锚杆支护强度s t /Mpa如图 5-3 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,围岩会出现如图所示的强度分布,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。图 5-2 锚杆约束围岩的力如图 5-4,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。P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Ds r 为:Ds r = et式中: e、t 锚杆布置间排距,取e=t=0.7 m。则Ds r =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。图 5-3 巷道围岩破碎情况5.1.3 切向锚固力的作用机理图 5-4 残余强度与围压的关系(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。穿过节理面的锚杆在节理面附近的岩体内应力分布如图 5-5 所示。葛修润提出加锚节理面抗剪刚度公式为:tbj = t j +tbd +tbi +tbs式中:t j 节理面本身的抗剪强度;tbd 由杆体的销钉作用引起的换算抗剪刚度;tbi 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;tbs 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:t j = Cj +s j tgj jtbd = tbh(sina - cosatgj j )tbi = sb sinahtbs = sb cosah式中: s b 锚杆轴向应力(以拉应力为正);tb 锚杆横截面上的平均剪应力;o j 节理面平均法向应力;Cj 节理面粘结力;j j 节理面摩擦角;a 锚杆安装角,系节理面剪切位移方向与同一侧锚杆的夹角;h 锚杆横截面与单根锚杆穿过的节理面面积比。由上式可知锚杆使节理面抗剪刚度提高量Dt j 为:Dt j = tbd +tbj +tbs岩石节理ab xdxc xex图 5-5 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(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 p /2 ,取其平均值,按式 14 求Dt j 在p /2a 0 90 的平均值Dt j = 0Dt j (a )da / (p / 2 - 0)= 0.64tbh(1- tgj j ) + 0.64sbtgj jh + 0.64sbhDt j=0 . 6 t4b h(-1t g jj+)0 .s6b 4h+t g( 1按上式,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sb 为 400 Mpa,tb 为 200 Mpa,h 为 1/2000,j j 为 17,则Dt j =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。5.2 深部巷道锚杆支护技术5.2.1 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f 22 mm 高强度锚杆破断力达到 240 kN;f 22 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f 22 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。5.2.2 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:Q0 = T / (K d)式中: Q0 锚杆轴向拉力,N;T 螺母所受扭矩, N m ; d 锚杆直径,m;K 与锚杆螺纹形式、接触面、材料、导程等有关系数,一般情况下:K =0.350.42由上式可知,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。5.2.3 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C、j 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 5-6。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。5.2.4 改善锚索性能第 126 页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f15.2 、f17.8mm,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f15.2 增加到f18 、f 20 、f 22 。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 5-7 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 18.0,20.0,22.0mm,拉断载荷分别为 408,510,607 kN,伸长率均为 7.0%。f 22mm 的高强度、低松弛钢绞线的破断力超过 600 kN,是f15.2mm 的钢绞线提高一倍。mm 的钢绞线破断力的 2.3 倍;索体延伸率比 f15.22502002锚杆工作阻力/kN150100150000.20.40.60.811.21.41.61.82距孔口距离/m图 5-6 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。5.2.5 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。5.2.6 完善锚杆支护监测系统(a)(b)图 5-7 预应力锚索结构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。6 工程实例6.1 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 6-1,巷道力学性质参数见表 6-1。6.2 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 6-2。6.3 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。表 6-1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1.223.52.6252.110.25顶板砂岩8.6146.639.13516.837.50.16底板砂岩3.740.411.53123.70.18层厚/m柱状岩性3.3砂岩0.4煤1.2粉砂岩1.62煤2.8砂岩6.4 巷道支护设计图 6-1 顶底板岩柱柱状图6.4.1 顶板全长树脂锚固高强度锚杆表 6-2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/()s138.1326.5114.2100.1s 228.3563.928.579.3s 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 6-2,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:1.6 L / a 2.0锚杆长度为 2.0 m,由上式得 1.1 a 1.4,取间排距 800 mm。顶锚杆选取BHRB600, 具体参数见表 6-3。6.4.2 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 6-4。表 6-3 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2.225800600800表 6-4 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2.0168006089500450400围岩移近量/mm3503300225020011501001.61.651.71.751.81.851.91.952锚杆长度/m6.4.3 底角加强锚杆图 6-1 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 6-2。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。第 127 页7508008004504008004006.5 支护质量监测6.5.1 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 150m,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。(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 6-3、图 6-4、图 6-5 和图 6-6。图 6-2 巷道断面锚杆布置第 131 页2503200顶底板移近量/mm150211005000100200300400500600700800距迎头距离/m图 6-3 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9038070602两帮移近量/mm5014030201000100200300400500600700800距迎头距离/m图 6-4 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54.54顶底板移近速度/(mm/d)3.532.521.510.50050100150200250300掘出时间/d图 6-5 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10.90.8两帮移近速度/(mm/d)0.70.60.50.430.30.220.110050100150200250300掘出时间/d图 6-6 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6.5.2 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 6-7。15顶板离层值/mm105005101520253035掘出时间/d6.5.3 顶板锚杆受力状况图 6-7 巷道顶板离层值曲线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 6-8。7046050锚杆轴力/kN3403022011000.20.40.60.811.21.41.61.8沿锚杆长度方向/m图 17 测力锚杆轴力变化曲线1-08.01.16;2-08.02.02;3-08.02.19;4-08.03.08605040锚杆轴力/kN302010000.20.40.60.811.21.41.61.82沿锚杆长度方向/m图 18 靠下帮的顶板测力锚杆轴力变化曲线1-08.01.16;2-08.02.026.6 支护效果和经济效益分析6.6.1 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。6.6.2 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 6-5。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 6-5 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)252597539第 133 页7 结论深井巷道所处的围岩环境复杂多变,影响巷道稳定的主观因素与客观因素之间又相互影响,它们之间与巷道稳定的关系很难用统一的理论公式进行归纳总结,因此对于深井巷道支护要取得良好的支护效果,就必须加强地应力测试与现场矿压观测,灵活采用支护加固方式,并及时调整支护加固参数,必要时对高应力区先卸压后支护加固,这样更有利于巷道稳定。参考文献1 陆士良,等.锚杆锚固力与锚固技术M.北京:煤炭工业出版社,1998;2 李国富,等.极软岩巷道锚注支护技术的研究与应用J.岩石力学与工程学,2002,(4);3 李明远,等.软岩巷道锚注理论与实践M.北京:煤炭工业出版社,2001;4 何满潮,等.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南M.北京:科学出版社,2004;5 陈炎光、陆士良.中国煤矿巷道围岩控制M.徐州:中国矿业大学出版社,1994;6 柏建彪、侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究J.中国矿业大学学报,2006,35(2),145-148;7 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J. 2007,32(12),1233-1238;8 耿富强.徐州矿区深部巷道矿压显现特征及对策J.煤炭科技。翻译部分第 156 页英文原文Research into Comprehensive Gas Extraction Technology of Single Coal Seams with Low Permeability in the Jiaozuo Coal Mining AreaFu Jiangwei (a.b), Fu Xuehai (a), Hu Xiao (c), Chen Li (a), Ou Jianchun (d) a:School of Resource and Earth Science, China University of Mining & Technology, Xuzhou221008, Chinab:Henan Provincial Coal Seam Gas Development and Utilization Co, LTD, Zhengzhou 450016,Chinac:Department of Industry and Business Administration, Henan Engineering College,Xinzheng451191, Chinad:Faculty of Safety Engineering, China University of Mining & Technology, Xuzhou 221008, ChinaAbstract: For a low permeability single coal seam prone to gas outbursts, pre-drainage of gas is difficult and inefficient, seriously restricting the safety and efficiency of production. Radical measures of increasing gas extraction efficiency are pressure relief and infrared antireflection. We have analyzed the effect of mining conditions and the regularity of mine pressure distribution in front of the working face of a major coal mine of the Jiaozuo Industrial (Group) Co. as our test area, studied the width of the depressurization zone in slice mining and analyzed gas efficiency and fast drainage in the advanced stress relaxation zone. On that basis, we further investigated and practiced the exploitation technology of shallow drilling, fan drilling and grid shape drilling at the working face. Practice and our results show that the stress relaxation zone is the ideal region for quick and efficient extraction of gas. By means of an integrated extraction technology, the amount of gas emitted into the zone was greatly reduced, while the risk of dangerous outbursts of coal and gas was lowered markedly. This exploration provides a new way to control for gas in working faces of coal mines with low permeability and risk of gas outbursts of single coal seams in the Jiaozuo mining area.Key words: Single coal seam with low permeability; High risk gas and outburst coal seam;Stress relaxation zone; Comprehensive gas extraction; Jiaozuo coal mining area; Gas emission1 IntroductionAntireflection pressure relief is an effective method to improve gas extraction rates. Based on mining pressure relief theory, protecting the exploitation of coal seams has become an effective way of controlling gas in multi- seam mining in China. Protecting the exploitation of seams not only reacts to antireflection pressure relief of coal outbursts, but can also effectively release gas and ground stress and hence has become an effective method of prevention of coal and gas outbursts. Lacking adequate conditions for protecting the exploitation of a single seam with low permeability and a high risk of gas outbursts, pre- mining drainage of coal seams that have been worked is the only method to control regional gas controlling. However, high gas outburst seams, with low permeability and poor drilling conditions, require long pre-drainagetimes and the existence of blank tapes at working faces. Not only does this threaten the conditions for safe production, but also seriously restrict the safety and productivity of coal mines. Theoretical research and practice have shown that coal is in a state of pressure relief affected by mining activity within a specified range of the stope, whose flow- increasing effect appears as antireflection. According to flow theory the occurrence of coal seam gas, given the conditions of similar basic gas-geology, antireflection pressure relief is the most important factor controlling the amount of gas draining from drill holes. Based on this theory, we have used the example of the Jiaozuo mining area as a typically developed single low permeability and high risk gas and coal bed outburst area to study the technical foundation of gas extraction, the distribution of pressure release zones and the increasing effect of permeation at its working face, affected by mining activity. Given the theoretical basis for gas extraction in pressure release zones, we carried out studies and applications of integrated gas extraction technology in single coal seams with low permeability. Practice has shown that pressure release zones are ideal regions for highly efficient gas exploitation, with marked effects of its utility model that suppresses the risks of emission and coal and gas outbursts.2 Strata behavior regularity of excavation working face and width observation of stress relaxation zoneBecause of the effect of coal mining activity, support conditions change. In a sequence from the bottom of the mined zone, followed by the formation of the caving-, the fracture- and bending-subsidence zones above the gob area, roof strata movements change. Roof strata stress of different coal seams in front of the working face may change along the seams to the front followed by the formation of a pressure relief zone, a stress concentration zone and an original stress zone (see Fig. 1). Because of top coal caving from a false leaf trace roof, the immediate roof caves as mining progresses and in the end the cantilevered roof will collapse, resulting in a wide range of overlying strata relief. Given the decrease of the support pressure of the coal in the pressure relief range, a stress relaxation zone will be formed in first instance. With the release of the coal stress, where original fractures open or expand. New fractures will be generated and regional permeability of coal increases rapidly. Part of the adsorbed gas is analyzed and together with the free gas this adsorbed gas migrates rapidly to the free space, showing a flow effect by relief, which is the ideal area to improve the effect of pumping gas. Within a specified range below the stress relaxation zone, due to the cyclical destruction and instability of the rock wall, coal pressure is transferred downward to form a stress concentration zone, where stress will increase, fractures and large pores will close, decreasing the permeability of the coal seam and hence, the conditions for desorption and seepage of coal gas. Below this level, coal and its rock mass have not yet been affected by mining activity. This zone bears normal stress, called the original stress zone, where the gas flow is not affected by mining.Theoretical studies suggest that the width of the stress relaxation zone is proportional to thethickness of the coal seam, while the side pressure coefficient and the depth of coal mining are inversely proportional to the friction coefficient of the interface and the tensile strength of coal.Because differences among some factors in the same mine are not large, we can analyze the variation in underground pressure and amount of gas flow from the boreholes at the working face to investigate the width of the stress relaxation zone. The Jiaozuo coalfield is a typical low permeability and high gas outburst single coal seam zone in China. The main seam is the #21 coal seam of Shanxi formation, with an average thickness of approximately 6 m, a high coal gas content (generally 2034 m3/t daf), and high pressure (0.72.42 MPa). The measured seam permeability coefficient ranges between 0.11 and 5.86 m2/(MPa2d). Pre-pumping the coal gas is the most important technology to remove the risk of an outburst at the working face. Currently, the major mining methods at Jiaozuo are top-coal mining and slice mining, with mine technologies such as inclined longwall mining and fully- mechanized mining. During our tests, we selected from the Jiaozuo Industrial (Group) Co, LTD, the working faces of the #14101 Jiulishan seam and of the #22041 Yanmazhuang seam. Given the variation in mine pressure distribution in different stress zones and gas flow patterns, we investigated the width of the advanced stress relaxation zone at both of working faces with the help of two conditions, i.e., the underground pressure at the working face and the amount of gas flowing from boreholes. From our investigation of mine pressure distribution regularity and the variation of gas flows in the various stress zones (Figs. 2 and 3), we see that the advanced work concentrates stress in front of the working face and exceeds the constant. Beyond 20 m, the coal seams gradually become areas of stress concentration, where roof pressure increases, coal fractures close, permeability reduces, gas flows from drilling decreases to an average gas flow of only 0.03 m3/min. Within 1020 m from the face, the coal forces the stress concentration zone into the transition zone and further into the stress relaxation zone, where permeability and gas flow from drilling gradually increase to 0.12 m3/min. Less than 10 m from the face and as the distance to the working face decreases, the effective extraction length of drilling is reduced, resulting in a declining gas flow. Because the roof lets go and collapses in this area, the pressure in the coal seam is fully released and the fractures in the coal seam increase substantially. The volume extracted by drilling is still increasing. Given our data on mining pressure at the working face and our investigation of gas flows, we consider the range of the full stress relaxation zone in front of a slice of the mining working face to be 2030 m, where a distance of 20 m or less is clearly within the range of a stress relaxation zone under normal conditions.3 Analysis of basic technology of gas extraction in preact stress relaxation zoneMethane drainage is not only related to drainage time, negative drainage pressure, the diameter of the drill hole, drilling depth but also to other parameters depends on the permeability of coal seams. When underground coal is not affected within an influence radius of drilling during the initial stage of drainage, coal fractures are connected, adsorbed gas is gradually desorbed and the extraction results are quite good. When the drainage time is extended, the gas flow from drilling attenuates quickly. As mining activities are carried out, the stress balance in the coal is broken; stress redistribution takes place in front of the working face to reach a newbalance. As the working face advances, the front of the coal is unloaded within a specific pressure range and coal fractures become further connected, forming a stress relaxation zone. Meanwhile, within a specified range of deep coal, a higher stress appears, holes and fractures close, forming a stress concentration zone in the area of mining activities. In this area, not only is construction difficult, but poor permeability is also a problem, given the original stress area in this deep area. In stress relaxation zones, the permeability of coal seams increase, the conversion rate of the adsorbed gas to free gas increases, a new rise in the amount of drill gas inevitably occurs, thus making the area an ideal region for drawing gas fast and efficiently. According to a study by Zhou and Lin, an application of this technology to draw gas into the stress relaxation zone, shrinkage of coal will certainly occur, giving rise to two benefits. On the one hand, coal strength will be increased; on the other hand the permeability of coal seams is further improved, thus reducing the methane pressure gradient and effectively preventing coal and gas outbursts. As the coal working face advances continuously, there will be always stress relaxed coal in certain areas of the working face. The determination of the head relief pressure area of a coal mining face is the basis for a suitable arrangement of gas drill holes and for strengthening methane drainage measures and management in a stress relaxation zone. Therefore, reducing the risk of gas emissions for the purpose of safe mining can be achieved by strengthening the management of pre-drainage holes, arranging drainage holes suitably and optimizing drainage parameters. Such achievements should be applied at the front of coal mining areas, as well as at other parts of comprehensive drainage areas.4 Study and application of comprehensive gas extraction at a working face4.1 Technology of gas extraction from shallow boreholesWhen drainage holes are drilled into the working face of a coal seam, gas will flow under the effect of negative pressure in the drainage area and methane from the coal wall parallel to this flow changes to a radial flow and reduces gas emission at the working face. When the gas is extracted, the coal undergoes shrinkage, causing pressure relief to some extent which helps to reduce the risk of coal and gas outbursts. The mode of arrangement of shallow drainage boreholes has some advantages, requiring only small efforts in technical ingenuity, easy construction and high efficiency. For complex structures, soft coal development and long working faces, coal and gas outbursts can be prevented by rational control of the density and depth of shallow boreholes, and reduce gas emissions preventing accidents due to methane overrun.In the #15021 working face of Jiulishan of the Jiaozuo Industrial (Group) Co., Ltd., the coal seam gas content is 30 m3/t, the coal seam is 5.3 m thick, on top of which there is soft a coal layer 0.31.0 m thick. Prior to drilling 523 pre-drainage holes, the amount of gas drained within 100 m of the working face was 0.0023 m3/min and a large amount of gas was released into the initial mining area, of which the largest concentration of methane, after roasting, reached 1.42%. In order to reduce gas emissions during mining, drainage drilling proceeded along the outward direction of the working face, to depths of 1215 m, the holes were spaced 1.5 m apart. Immediately after their construction, each drainage hole continuously pumped gas, lasting at least 4 h. Compared to pre-drainage face holes, the methane scalar of a single hole used a shallow hole drainage method with a range of 0.020.1 m3/min. The average amount of gas drained per 100 m was0.68 m3/min hm, which improved efficiency 296 times. Data obtained from continuous monitoring of the shallow drainage holes (Fig. 4) show that over a specified time period, the drainage gas attenuation coefficient decreased to 0.00020.0021/d, indicating a significant improvement in coal seam permeability in the stress relaxation zone. Coal bed methane extraction from shallow holes or advanced emissions is effective measures to reduce gas emission during the mining at working faces.4.2. Technology of gas extraction from fan boreholesIn the Weicun Coal Mine of the Jiaozuo Industrial (Group) Co.,Ltd., the measured coal-bedgas content of the #14101 working face is 18.46 m3/t r. A top grade mechanized mining technique of a long-arm strike way is applied, with a fully subsident method for coal roof management. Before the extraction of the working face, pre-drainage of coal bed gas at the working face is carried out through parallel borehole bedding in the upper and lower ducts at the working face. Given a low extraction rate of the working face and in order to reduce gas extraction at the working face effectively and guarantee safe production and simultaneously constructing drainage boreholes along the strike of cutting holes, one drilling field was allocated per 100 m along the slope of the transport roadway, 20 m deep. Drainage boreholes are fanned out inside (see Fig. 5), 5060 m long. The #1 drilling field is 85 m removed from the cutting hole and boreholes in groups of four are laid out in the drilling field. Group a consists of 12 boreholes at the left working slope; Group b consists of 9 boreholes at the right front; Group c consists of 13 boreholes at the right working slope and Group d consists of 14 boreholes at the right working slope. During our experiment, we traced the amount of gas flow for each of the four groups of boreholes.Drilling the #1 field was carried out on time and the boreholes were linked. The totalamount of gas drained per group of boreholes ranged from 0.34770.671 m3/min to 0.0290.072 m3/min per single borehole per 100 m, which is not a clear change compared with pre-drainage conditions. In order to evaluate the process of coal extraction at working faces with fan boreholes, we drew a trend map of the amount of gas extracted per group a boreholes as the working face advances (see Fig. 6). In Fig. 6, about 60 m away from the cutting hole, the effective drainage length decreases as the working face becomes shorter, while the total amount of gas drained continued to increase. About 60 m from the cutting hole, the bottom of the boreholes of group a generally became uncovered, with the attended effect of sharply shortening their length and a gradual decline in the total amount of gas drained. However, the boreholes were affected by an advanced pressure release zone, with a clear increase in the amount of gas drainage per 100 m. Owing to mining activity in the pressure release range, the permeability of the coal rock clearly increased. The amount of gas flow from the fan boreholes has increased 522 times in this pressure release zone. To make the most of the antireflection effect of the pressure release zone, as the working face constantly advances, drilling fields should be designed in a timely fashion in airflow and drilling roadways and fan boreholes should be allocated suitably based on the size of the pressure release zone. In other words, high-density and wide-aperture boreholes should be laid out following the cutting hole. This should improve the rate of gas drainage quickly and decrease the amount of gas drainage at the working face.4.3. Technology of gas extraction from grid shaped boreholesGrid-drainage of working faces, middle roadways joining upper and lower ducts is laid at a specified distances from working faces. In roadways, strike drainage boreholes are allocated along working faces. The 5.5 m thick coal seam thickness at the #22041 working face in the Yanmazhuang Coal Mine has a measured permeability coefficient of 4.15 m2/(MPa2d). Within a distance of 197 m, 258 boreholes are laid out in the transport roadway of the working face, with average space between them of 0.75 m, of which 252 are laid out in the return airway. The lengthof the cutting holes and traverse are 97 m, each of them with 35 boreholes laid out, with an average space between boreholes of 2 m and an average aperture of 94 mm. Gas extraction started when the dip boreholes in the upper duct of the #22041 working face were finished. Owing to better permeability of coal seam in this working face, the original amount of gas extracted is greater than 0.02 m3/min, with an attenuation coefficient of boreholes gas extraction of 0.0072/d (see Fig. 7a). In order to investigate the change in the a mount of gas extracted in gridding as the working face advances during the stoping period at the working face, successive ion tracking was carried out in grid shaped boreholes. The average amount of gas extracted from these boreholes is shown in Fig. 7b, where the amount of gas drainage per 100 m at the #22041 working face is seen to increase gradually within a distance of 100 m from the working face. The amount of gas extracted per 100 m has increased by more than 3 times. Especially within 40 m of the working face, gas extraction has improved markedly, implying that the region is within range of antireflection pressure relief.If we only take the mechanism of borehole extraction into account because of the spaceacross the gridding boreholes, a mutually affecting zone and a sufficiently affecting zone are formed in the destructive region of the boreholes, which can improve fracture connectivity between boreholes and the surrounding coal rock. This is of benefit for enlarging the range of gas release of the pressure-relief coal rock and improves the speed of gas desorption, as well as the rate of gas extraction. Considering the effect of gas extraction on the #22041 working face in the Yanmazhuang Coal Mine, Within a range of 80 m from the working face, the amount of gas flows from the boreholes clearly increased, which means that the rate of coal bed gas extraction can be quickly and effectively improved before stopping of the working face, because of the effect of pressure-relief caused by mining activity. Given the results of our tests, a suitable middle roadway should be located 100200 m from the cutting hole. Within this range, gridding extraction techniques can take full advantage of the effect of pressure-relief of mining activities in improving gas extraction efficiency.5 Comparison and analysis of effect of gas extraction in a stress relaxation zoneAccording to a large amount of practice and preliminary theoretical analysis, the technology of shallow drilling has a feature that for the most part is effective for drilling within the stress relaxation zone, where the fracture of coal body develops and the gas permeability coefficient increases sharply. Hence, given extraction under negative pressure, the flow direction of coal- gas changed from a unidirectional into a radial flow in the boreholes, which is very favorable for improving the rate of gas extraction and reducing coal wall gas emission. This had a significant effect on gas extraction. As can be seen from Fig. 1, along the advancing direction of the coalface, the stress concentration zone is below pressure release zone. Based on a theory of coal and gas outbursts, this is the predominant zone for coal and gas outbursts to occur. Through shallow drilling, the amount of gas and gas pressure are low within the range of controlled drilling and the stress concentration zone will migrate to the inside of the coal seam in order to eliminate or lower the danger of outbursts. Shallow drilling is a very efficient way in the high gas and outburst mine of the Jiaozuo Industrial (Group) Co., Ltd. Gas flows in measured in hectometer boreholes are more than thirty times greater than those in forepumping boreholes, where the gas density of the return air from the coal face is reduced to less than 0.5%. In general, the phenomenon of methane overrun is eliminated and the extremely high risk of outbursts is reduced from the previous 17% to less than 0.6%. Given the condition of only limited space, we do not provide a detailed introduction. Detailed test results about the technology of gas pressure relief extraction from fan boreholes and grid shaped pressure relief drilling will be provided in the near future.5.1. Effects of the amount of gas emitted during extractionDuring extraction with grid shaped boreholes at the #22041 working face, we measured gas density and the amount of air from the upper air duct during normal production and calculated the rate of gas emission (see Fig. 8). As can be seen from Fig. 8, both gas density and the amount of air at the upper air duct change at different rates within the range of grid shaped drilling. At the bottom of the trend borehole, about 100 m from the working face, gas density and gas emission are low for some time.Further along the advancing coal face, both gas density and the continuous outflow from the stress relaxation zone show a gentle incline. When the trend borehole is around 25 m from the coal face, i.e., the place where the coal face reaches 175 m, the trend for both variables, i.e., gas density and the amount of gas emitted rise again as the result of abandoning and stopping the cross headings borehole in the stress relaxation zone. During the experiment, we also investigated the gas emission from the
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