煤矿开采技术论文

1、东北大学继续教育学院毕业设计（论文）设计（论文）题目：热应力作用下的岩石破裂过程分析 姓名： 李文清 学 号：T13510212030003 专业： 采矿工程 学习中心：山西省工业造型设计技工学校奥鹏学习中心 × 住址： 山西省忻州市宁武县栖凤矿区 电话：Email: 99575734 开题日期： 2014 年 1 月 17 日指导教师： 摘要：我国大多数煤矿地质条件复杂，绝大多数为井工开采。煤矿开采技术是一门很深的学问，它受地质、矿井瓦斯、煤与瓦斯突出、水、火、矿尘、破碎顶板及有害气体的威胁，影响煤矿安全生产。另外，煤矿生产工艺复杂，具有多工种、多方位、多

2、系统立体交叉连续作业的特点，受采煤、掘井、通风、机电、排水、供电运输等各系统的影响，任何一个工种、任何方位，任何一个细小的环节出现问题，都可能酿成事故，甚至重，特大事故。现在随着机械化、监控系统、灌桨系统、通信系统程度的提高，相对而有力的减少了煤矿各类灾害事故的发生。关键词：地质学 回采 通风 机电 机械一、概述 我矿开采的是5#煤层，结合我矿的实际情况，发表我的个人见解。我矿现在开采的50101综采工作面属5号煤层西部的501采区，与同煤集团阳矿石湖坑2#煤层213采区相邻。经两公司实际测量两个面各留了30米的保安煤柱。采煤方法采用综合机械化放顶煤采煤法，后退式回采。运输顺槽长度860m，回

3、风顺槽长度780m，切眼长度150m，可回采730m。该区域井田范围内由CK10号、ZK7号和CK5号钻孔揭露，据此推测，煤层厚度为13.90m15.90m，平均厚度为14.90m，为稳定可采的厚煤层。煤层倾角平缓，一般为3°8°，属近水平煤层。5号煤层顶板一般为灰色泥岩，局部为灰白色细、粉砂岩，底板多为灰色泥岩。井田内无地表水体，属砂岩裂隙充水矿床，据水文孔资料，煤系砂岩单位涌水量为0.019L/s.m，富水性较弱，补给条件差，但奥灰单位涌水量为0.6444L/s.m，富水性中等，岩溶水位1287.73m，根据地质报告和水文地质类型划分报告分析，南部区域各煤层处于带压区高

4、于各煤层最低底板标高，最大突水系数0.021 MPa/m 0.056 MPa/m，根据突水系数计算，开采5号煤层时最大突水系数为0.056MPa/m，Ts0.06，为相对安全区，随着煤层不断开采，采空积水区随之增加，使该区水文地质条件复杂化。总体看井田水文地质条件中等。二、50101回采工作面水文地质概况1、基本水害预测预报要求：回采工作面水文地质情况该面的水文地质相对简单，主要由K2、K3间接砂岩裂隙含水层组成和第四系沙砾石层空隙含水层组成。A、屑岩类砂岩裂隙含水层组主要由k2、k3组成，k2砂岩相对富水，k3砂岩属于弱含水层。B、第四系砂砾石层空隙含水层组，分布于山间河谷及沟谷地带，主要由

5、砂质黏土、黏土、砂砾石层组成，厚度0-10m，赋存孔隙水，富水性受季节影响明显。泉水动态较稳定，水温约在17°左右。C、本工作面相对应的地面位置处于低山谷附近，本次预报范围在地面海拔1486-1472m之间。D、西部有同煤集团阳矿石湖坑213采区，采区积水通过裂隙构造侵入50101回采工作面。E、50101回采工作面运输顺槽顶板淋水局部较大，水主要来自上方顶板溶岩水及裂隙水，顶板淋水水量稳定。根据揭露50101工作面顶板淋水量计算达到工作面正常涌水量4m3/h左右，对50101工作面回采有较大影响。顶板岩性顶板裂隙发育程度：从运输、回风顺槽及切巷实际揭露观测分析：顶板岩性为砂岩及泥岩

6、。顶板岩性：伪顶为泥岩、直接顶为砂岩，顺槽开口点（顺槽及联络巷实际揭露）材料大巷起起740m范围内为泥岩及砂岩。50101回采工作面的断层组裂隙发育一般变化不大，预计裂隙发育长度在0-35m范围内改变裂隙发育方向，预计裂隙发育程度出现裂隙在30-20左右，根据以上预测预报内容提出相应的建议或处理意见顶板管理；根据预测预报的顶板岩性及裂隙组发育情况进行针对性，加强顶板管理。顶板淋水管理；顺槽内的断层处，顶板淋水随着采面推进冒落空隙导致顶板淋水增大的可能性，建议做好临时水仓及时排水。本面水害预测预报范围水害性质：顶底板淋水、断层裂隙水。水害位置及预测影响范围：a、50101回采工作面运输顺槽：在经

7、纬仪导线A8点到经纬仪导线A9点范围内，顶板有一组裂隙发育，方向与运输顺槽方向夹角约75°，从裂隙内淋水，预测裂隙淋水范围：长度约为25m、宽度约为5m、预测淋水范围面积约为125m3。b、50101回采工作面切眼巷：在经纬仪导线L点前10m范围内，有一组断裂构造，顶板裂隙从切巷L点位置向工作面内侵入，其方位与切巷夹角约30°，从裂隙内淋水预测裂隙淋水影响范围：长度约为20m、宽度约为10m、预测淋水范围面积约为200m3。(详见50101回采工作面水害积水预测平面示意图)c、本区突水系数小于正常块段临界突水系数0.1Mpa/m，基本为奥灰水带压开采的安全区。但考虑奥陶岩溶

8、含水层单位涌水量0.6374L/sm，属中等富水性，故岩溶水对南部5、6号煤层底板有突水的可能。建议矿井生产投入专门水文地质工作，对奥灰水作更进一步的评价。5、建议或意见回采工作面在回采过程接近或接触断层时注意观测断层处顶板淋水动态。及时掌握、观测断层处的淋水量。注意回采面内采空区内侧剪切带的顶底板岩石遭受破坏最为严重，当周期来压时，剪切带上的断裂可以重新活动而导水，成为顶底板水突出的通道，防止突水事故的发生。6、预测顶板水、裂隙水、积水区等易发突水位置（详见附图） 综上所述，对在往后的掘进过程中要月严格执行“预测预报、有掘必探、有采必探、先探后掘、先治后采的”综合探防水原则，并坚持实行“物探

9、先行、钻探跟进、化探验证的探防水制度，确保回采工作面顺利进行。二、50101地质预报一、预报地点：50101采区(一)、矿井地质简介: 本井田位于宁武煤田中部，国家规划矿区平朔朔南南界外6km 处，轩岗规划矿区的北部。根据地表出露和钻孔揭露井田内赋存地层由老到新为：奥陶系中统上马家沟组（O2s），石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t），二叠系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x），上统上石盒子组（P2s）和第四系中上更新统（Q2+3）。现将地层分述如下： 1、奥陶系中统上马家沟组(02s)本组为浅海相碳酸岩溶沉积为含煤岩系的沉积基底，由一套灰黄色泥灰岩，黄色、黄绿色白云质灰岩，灰

10、岩，角砾状泥灰岩，豹皮状灰岩，钙质泥岩组成，根据区域资料一般厚400m左右。2、石炭系中统本溪组(C2b)本组地层厚度为16.65-32.5m，平均26.16m。平行不整合于中奥陶系上马家沟组灰岩侵蚀面上，下部为海陆交替相的铁铝岩建造。自下而上一般由山西式铁矿、铁铝岩、铝土岩及铝质粘土岩及石灰岩组成。上部为灰色泥岩、砂质泥岩和及灰白色粘土质粉砂岩。 3、石炭系上统太原组(C3t)井田地表内无出露。本组地层厚度为80.21-119.0m，平均107m，为主要的含煤地层之一，呈海陆交替相的含煤建造。主要岩性为泥岩、砂岩夹煤层。下部：底部为灰白色砂岩，砂岩成份以石英为主，中含黑色燧石、黄铁矿颗粒。砂

11、岩由下向上，粒度由粗变细，底部常含砾石，砾径达1cm，厚度8m左右。向上主要由黑色、灰黑色泥岩夹细粒砂岩组成，夹1-2层煤线，厚度一般为16m。中部：以5、6号可采煤层为主，夹14层炭质泥岩或黑色致密状泥岩组成，泥岩含植物化石碎片。上部：灰黑色、黑色泥岩夹灰白色中细粒砂岩。顶部：主要为黑色泥岩、灰白色细砂岩及2、3号煤层。4、二叠系下统山西组（P1s）井田中北部有出露。本组厚30.9576.98m，平均45.78m。属陆相含煤岩系，岩性由灰色砂质泥岩、灰黑色泥岩、灰白色石英砂岩组成。中夹煤及碳质泥岩，主要赋存于下部，横向变化大，稳定性差，分叉、变薄和尖灭现象显着。含煤层12层，其编号为01、1

12、号，最下部一层稳定。泥岩中植物化石较多，其中以多脉带羊齿甚为繁盛。5、二叠系下统下石盒子组（P1x）井田中部有出露。本地层厚84.4139.19m，平均115.24m，为黄绿、杏黄色陆相沉积岩系，可分为二个岩性段。第一段由黄绿和灰绿色厚层状硬砂岩、黄绿色、灰绿色砂质泥岩及少量灰黑色泥岩组成，下部偶含煤线及炭质泥岩；第二段以黄绿和杏黄色厚层状石英砂岩、黄绿和紫红色砂质泥岩为主，中夹少量灰和黄绿色泥岩，底部分界砂岩偶含砾石。6、二叠系上统上石盒子组（P2s）井田南部有出露。本组地层厚268.7348.1m，平均280m，为杏黄、黄绿和紫红色泥岩、砂质泥岩和黄绿、灰白色石英砂岩等，本组地层在区内出露

13、不全。7、第四系中上更新统（Q2+3）黄土及亚砂土、亚粘土，厚度022.75m，平均9.50m。（二）、含煤地层本井田主要含煤地层为石炭系上统太原组，次为二叠系下统山西组。1、太原组（C3t）本组为全区主要的含煤地层，呈海陆交替相的含煤建造。主要岩性为泥岩、砂岩夹煤层。根据岩性组合特征，分三部叙述：下部：底为灰白色砂岩，砂岩成份以石英为主，中含黑色燧石、黄铁矿颗粒。砂岩由下向上，粒度由粗变细，底部常含砾石，砾径达1cm，中上部主要由黑色、灰黑色泥岩夹细粒砂岩组成，局部夹煤线。最厚24.2m。中部：以5、6号可采煤层为主，夹1-4层炭质泥岩或黑色致密状泥岩组成，泥岩含植物化石碎片。5号煤层厚10

14、.4518.35m平均13.87m，为全区最稳定主要可采煤层，6号煤层厚0.33.91m平均2.05m，为较稳定煤层，大部可采，厚度变化较大，井田中北部较厚，南部较薄渐变为不可采。上部：顶部主要为黑色泥岩、灰白色细砂岩及2、3号煤层，下部为灰黑色、黑色泥岩夹灰白色中细粒砂岩。2、3号煤层为稳定可采煤层，2号煤层厚1.647.25m，平均5.11 m，厚度变化较大，井田中北部较厚，南部较薄。3号煤层厚0.752.5m，平均1.82 m，厚度较稳定。2、山西组(P1s)山西组含煤12层，编号为01、1号煤层。一般多为煤线，层位不稳定，不可采。（三）、构造本井田位于宁武煤田盘道梁-化北屯向斜的西北翼

15、，总体为一背斜构造，背斜西翼走向北西-北，倾向西南-西，东翼走向东西，倾向南，地层比较平缓，倾角311°。井田内地表仅在西部见F1断层出露，ZK7号钻孔施工过程中钻穿5号煤层重复。该逆断层位于井田北西部。F1逆断层：走向北东，倾向南东，倾角20°28°，落差5080m，两端延伸至区外。井田内目前未发现陷落柱。本井田尚未发现岩浆岩侵入体。综上所述，井田构造属简单类型。（四）、周边矿井及小窑井田北东部与德盛煤业公司此次整合的原大荒圪塔煤矿（雨田煤业）相邻，东部与山西宁武大运华盛南沟煤业有限公司井田相接，西北部与同煤集团阳方口矿业公司石湖煤矿相邻，东南角与大同煤矿集团轩

16、岗煤电有限责任公司梨园河煤矿相邻 ，南部及西南部为空白井田。经庄旺煤业有限公司和中国建材工业地质勘查中心山西总队实地考察及相关资料证实，东部山西宁武大运华盛南沟煤业、北西部同煤集团阳方口矿业公司石湖煤矿、东北部宁武德盛煤业有限公司及东南角大同煤矿集团轩岗煤电有限责任公司梨园河煤矿与本井田留设了足够的保安煤柱，均没有越界进入本井田，南部均为空白井田。经庄旺煤业有限公司和中国建材工业地质勘查中心山西总队实地勘查及周边乡村了解本井田及周围无古窑、私开小窑、越层越界开采及乱挖现象。二、预报范围：50101回采工作面三、预报采掘地点对生产的影响：1、50101首采工作面根据50101回风顺槽和运输顺槽开

17、掘揭露，50101回采工作面运输顺槽顶板淋水局部较大，水主要来自上方顶板溶岩水及裂隙水，顶板淋水水量稳定。本工作面在回采过程中会遇到小的地质构造变化，可能会出现断层水或裂隙构造，使本采区的顶板变形，涌水量增加，会直接影响到顶板管理以及回采的进度。按顶板淋水量计算，达到工作面正常涌水量4m3/h左右分析，推测对50101工作面回采有较大影响。依据2009年9月18日至9月25日沈阳核工业建设工程总公司利用现代地质CT技术对西翼区域实施了地球物理三维探查，物探报告探明50101首采工作面目前发现顶板淋水以及小的裂隙构造，给回采会带来一定的影响，在往后的回采过程中，要注意观测顶板淋水等水害，在回采时

18、要加以重视。四、建议及措施：1、50101工作面在回采过程中的建议(1)顶板管理；根据预测预报的顶板岩性及裂隙组发育情况进行针对性，加强顶板管理，做好瓦斯预测预报工作，机电设备要班班检查杜绝机电设备失爆。安通部要加强通风管理，做好瓦斯检查工作。(2)顶板淋水管理；顺槽内的断层处，顶板淋水随着采面推进冒落空隙导致顶板淋水增大的可能性，建议做好临时水仓及时排水。 (3)回采工作面在回采过程接近或接触断层时注意观测断层处顶板淋水动态。及时掌握、观测断层处的淋水量，进行实际采集计算其涌水量，并做好记录。根据实际涌水量情况挖好临时水仓，配备相应的排水泵和排水管路。(4)注意回采面内采空区内侧剪切带的顶底

19、板岩石遭受破坏最为严重，当周期来压时，剪切带上的断裂可以重新活动而导水，成为顶底板水突出的通道，为防止突水事故的发生，必须建立健全防治水队伍，指定专门人员进行防治水技术管理，配置必要的仪器、设备，满足水文条件探查及水害治理的要求，防治水管理人员要经常分析、研究防治水工作中出现的问题、新情况，采取针对性防治措施。加强对防治水工作的监督与考核，矿防治水领导组要组织人员深入现场掌握工程进展情况，及时协调解决防治水工作中出现的问题。2、计划保证措施（1）、全面贯彻落实公司防治水管理规定和矿防治水计划，防治水工程未做出之前，相关的任何采掘工程不得施工。（2）、严格工程质量验收。为保证防治水工程质量，防治

20、水办公室负责组织人员对工程进行检查验收，对钻孔下套管、耐压试验、钻孔参数、注浆钻孔注浆方式、注浆量、注浆压力必须严格认真检查验收，若因疏忽大意或者把关不严等出现钻孔质量问题，将追究有关验收人员和施工人员的责任，并严肃处理。（3）、提高采掘工作面的防排水能力。在排水系统满足矿井安全生产需要的同时，各个掘进、回采工作面内的防排水设施、排水工程也要按照煤矿安全规程及矿上制定的有关防治水专项措施中的要求配备、施工，以提高井下各工作地点的防灾、抗灾能力，真正做到防患于未然。 （4）、各单位要高度重视防治水工作，要集中人力、物力、财力严格按方案及要求的工期施工，确保各项防治水工程按期完成。（5）、加强对防

21、治水工作的监督与考核，矿防治水领导组要组织人员深入现场掌握工程进展情况，及时协调解决防治水工作中出现的问题，对防治水工程及时进行验收、结算。每月要对防治水工作的进展情况进行检查总结，并将检查结果及整改意见认真记录并传达给每个工人。(6)、要建立健全防治水队伍，指定专门人员进行防治水技术管理，配置必要的仪器、设备，满足水文条件探查及水害治理的要求。防治水管理人员要经常分析、研究防治水工作中出现的问题、新情况，采取针对性防治措施。(7)、单项防治水工程开工前要有专门设计及安全技术措施，并按规定程序逐级审批；工程结束后要形成采掘工作面水文地质条件分析报告，并提出防范措施，经矿总工程师组织生产、安检、

22、地测等有关部门审批实施。(8)、采掘工作面必须坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则，重点做好岩巷超前探测工作，确保不发生误揭断层和误揭煤事故。(9)、工作面电法探测结果及其它治理工作到公司进行集中汇报，根据会议形成的最终意见贯彻执行。(10)、强化各类防水煤(岩)柱管理，严格按有关规程规定留设防水煤柱并报公司审批，未经允许，严禁在防水煤(岩)柱区进行采掘作业。(11)、探放老空积水、断层水、钻孔水及富水含水层严格按矿井防治水工作条例相关要求作业，不得出现人为导通水源造成突水事故。(12)、已施工完成的长期观察孔每月应观测两次水位，并建立专门台帐进行动态分析，汇总后连同矿井

23、涌水量观测结果于每月5号前上报生产部。(13)、根据现有水文观测系统，建立和完善矿井充水性图及突水等直线图，分月对所有采掘工作面进行水害预测评价，月度水害预测评价表于当月月底前报生产部。(14)、加强职工教育，使广大职工掌握突水预兆及特性，当采掘工作面发生突水征兆时，应立即停止作业，并报告调度室，采取有效的措施及时进行处理；如果情况危急，必须发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。(15)、按煤矿安全规程、煤矿防治水工作条例、矿井水文地质规程及公司有关文件的要求，做好水文地质的基础工作，完善矿井水文地质工作的5种图纸及15种台帐。第三章 采区开拓一、5#煤501采区布置(1)采区巷道布置根据井田

24、开拓方案部署，投产采区为5号煤层的501采区。501采区在井田的中西部，沿大运公路保安煤柱布置501采区的胶带运输巷、轨道运输巷和回风巷，井田边界煤柱留设20m，巷道间距30m，巷道保护煤柱每侧留30m。工作面运输顺槽与采区巷道垂直布置并与采区巷道沟通，工作面回风顺槽通过回风道和采区回风巷沟通。采区胶带运输巷和轨道运输巷均沿5号煤层底板布置，采区回风巷沿5号煤层顶板布置；工作面运输、回风顺槽和开切眼均沿5号煤层底板布置。二、采区开采顺序501采区内工作面采用前进式开采方式，工作面采用后退式开采方式。三、安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方法1、井田内地面建（构）筑物范围煤柱留设原则为围护带宽10m

25、，表土移动角45°，下山移动角72°0.5（为煤层倾角），上山移动角72°，走向移动角72°。2、井田边界煤柱20m。3、采空区防水煤柱30m。4、村庄建筑物保安煤柱100m。第三章 回采及掘进一、回采工艺及设备选择（一）、 回采工艺选择1、回采工艺：综合机械化回采。综采工作面采、装、运支全部采用机械化。2、确定依据：工作面煤层赋存较稳定，平均煤厚13.87m，符合矿井生产能力，满足高产高效矿井建设。（二）、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备配备本次设计根据“一井一面”建设，对采煤机械设备选择力求大功率、大运量、寿命长、安全可靠、技术先进，其次各设备间要相

26、互配套，保证运输畅通、采运能力平衡，为此设计选用MG200/500-WD型交流电牵引采煤机。采煤机小时生产能力计算：Q采煤机最大生产能力Qmax=60BHVmaxQmax采煤机最大生产能力，t/h；B循环进度，B=0.60m；H工作面采高，H=4.0m；煤的容重，=1.43t/ m3；Vmax采煤机最大割煤速度，0.95m/min。Qmax=60×0.60×4.0×1.43×0.95=195.62t/h附表3-1：工作面装备一览表设备名称设备型号设备特征数 量采煤机MG200/500-WD500Kw1可弯曲刮板输送机SGZ630/2202×11

27、0 Kw2转载机SZD730/7575 Kw1破碎机PLM2200160 Kw1顺槽胶带输送机机SSJ1000/2×752×75Kw1液压支架ZF8500/22/4293端头支架ZFGT10000/22/356单体液压支柱35-200/100120乳化液泵站BRW400/3 1.5X4A250Kw1喷雾泵站KXTB-200/6.330Kw1二、工作面顶板管理方式及支架选型综采工作面选用ZF8500/22/42型液压支架，并配备电液阀，工作面端头应力集中区配备端头支架,工作面超前支护采用单体液压支柱，以全部垮落法管理工作面顶板。设计采用“估算法”计算液压支架工作阻力。3) 液

28、压支架支护强度的计算(1)根据回归经验公式：qH=9.768KM0.212式中：qH支护强度，MPa；K备用系数,1.3；M煤层最大高度，501采区取15.90m；2顶板岩石容重，取26000N/m3。qH=9.768KM0.212=9.768×1.3×15.900.21×26000=590222(N/m2) =0.59(MPa)根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.59MPa。 (2)按估算法确定支架支护强度支架支护强度按下式计算：g=Kd(g冒+g顶)式中：g支架支护强度，kN/m2；Kd动载系数，取1.5；g冒冒落带自重应力，g冒=r1h；r1上覆岩

29、层容重，26000 N/m3；岩石初期碎胀系数，1.25；M工作面采高，4.0m；g冒=16.0×26000=416000N/m2；g顶=Mdr2=11.90×1.43×1000×9.8=166767N/m2；g顶顶煤自重应力，Md放顶煤最大厚度，501采区取11.90m；g=1.5×(416000+166767)=874151(N/m2)=0.87(MPa)矿井5#煤埋深平均250-580m左右，属于浅埋深煤层，考虑煤层埋深较深，受浅层地压影响不大。设计考虑受浅层地压影响安全系数，根据上述计算的液压支架工作阻力，设计选用型号为ZY8500/2

30、2/42支撑掩护式液压支架，工作阻力8500kN，支撑高度22004200mm。三、采煤工作面长度、年推进度和生产能力计算（一）.工作面长度确定依据煤层条件、设备能力及庄旺煤矿多年来的实践经验，结合国内目前高产高效矿井工作面长度，确定5#煤层501采区回采工作面长度为150m。（二）.回采工作面年推进度1、根据采煤机切割速度，工作面长度、瓦斯含量、开机率计算，回采工作面每天完成2个循环，考虑正规循环系数0.85，每天实际完成2个循环，采煤机截深0.6m，日进度平均1.2m，年平均推进度336.6m。2.工作面生产能力及数目确定矿井移交生产及达到设计生产能力时，井下5号煤层北部区域的501采区共

31、布置1个综采放顶煤工作面和2个综掘工作面，采掘比为1：2。1)回采工作面生产能力计算(1)工作面机采生产能力由下式计算Qc机=labMrc式中：l工作面长度，150m；a工作面日推进度，1.20m/d；b年工作日,330d/a；M工作面采高，4.0m；r煤的容重，1.43t/m3；正规循环率，0.85；c工作面回采率,0.93。Qc机=150×1.20×330×4.0×1.43×0.85×0.93=268.59kt(2)工作面放顶煤生产能力由下式计算：Qf= lab Mf rc式中：l工作面长度，150m；a工作面日推进度，1.20m

32、/d；b年工作日,330d/a；Mf放顶煤高度，平均为10.90m；r煤的容重，1.43t/m3；正规循环率，0.85；c工作面回采率,0.80。则Qf=150×1.20×330×10.90×1.43×0.85×0.80=629.59kt则回采工作面生产能力为:Q采总=QC+Qf=268.59+629.59=898.18kt2)掘进工作面生产能力矿井掘进出煤按回采工作面生产能力的5%考虑,则:Q掘=Q采×5%=44.91kt3)矿井生产能力Q矿=Q采总+Q掘=898.18+44.91=943.09kt=0.94Mt/a满足矿

33、井0.90Mt/a的设计生产能力要求。四、巷道掘进准备5#煤501采区现准备配备两个掘进工作面， 1个综合机械化放顶煤一次采全高回采工作面。掘进机工作面配备的主要设备有EBZ-150A掘进机、DZQ80/30/11型转载机型，DSJ-1000/2×75型可伸缩带式输送机、MQT-120型锚杆打眼安装机，FBDN0-6.3/2×30型局部通风机等设备；采煤机回采工作面配置的主要设备有MG200/500-WD型采煤机、PLM2200型转载破碎机、SZD730/75型转载机型等设备。第四章 工作面巷道布置一、回采工作面设计依据井田开拓布署、煤层赋存条件及开采技术条件，以及工作面装

34、备水平、通风条件、 井田开拓方案，采用条带开采方式，本矿井准备、回采巷道合二为一。初期回采工作面布置在大巷的北侧，采用走向长壁一次采全高开采。根据工作面通风和运输要求，回采工作面共布置两条顺槽，在回采工作面的两侧分别布置一条运输顺槽和一条回风顺槽。按照由远到近，由高到低的开采顺序，首采工作面确定为50101综采工作面。附图4-：5#煤501采区开拓平面布置设计图二、50101回采工作面、50102工作面巷道布置基本参数设计（一）50101、50102工作面巷道布置1、5#煤501采区50101回采工作面东部紧邻5#煤50102工作面（未形成），西邻矿区边界，南部为5#煤50101工作面、501

35、02工作面辅运大巷，西邻未开采区域。总体煤层东高西低，所以工作面煤炭运输和通风设计均按由低到高原则布置顺槽；切眼按照50101工作面留设保安煤柱，末采线根据实际情况确定。2、一通三防与防治水巷道（硐室）工程设计根据5#煤层开采501采区巷道掘进时实测瓦斯记录实践及2010年度瓦斯等级鉴定结果，相对瓦斯涌出量约5.76m3/min，绝对瓦斯涌出量1.52m3/t，C02相对涌出量约7.42m3/min C02绝对瓦斯涌出量1.96m3/t ，50101、50102工作面回采期间瓦斯为低瓦斯，工作面采用通风排瓦斯能够满足开采要求，不需要施工高位钻场进行抽排，因而本工作面无瓦斯抽放相关工程设计。本工

36、作面涌水多为顶板淋水，水量较低，巷道低洼积水处需要施工水窝，利用排水管路进行排水。附表：4-1 50101、50102综采工作面巷道主要参数一览表巷道名称开口坐标方位角工程量(m）巷道断面（m）用途50101运输X=4321842.011y=19618486.828 212°8494*3.1皮带运输、进风、安全出口50101回风X=4321723.495y= 19618588.828 212°8304*3.3回风、安全出口、辅助运输切眼X=4321144.898y= 19618038.48532°49´1508*4满足回采支架及设备安装50102胶运X=

37、4321726.528y= 19618625.833212°8664*3.1皮带运输、进风、安全出口50102回风X=4321584.066y= 19618714.078212°7934*3.3回风、安全出口、辅助运输有关说明：首采工作面50101综采工作面停采线根据巷道布置情况暂定为设计位置，在实际开采中，可能根据开采情况停采线位置会有所调整。（二）巷道支护条件1、巷道的围岩条件50101工作面巷道为煤巷，所采5#煤为二叠系山西组。工作面属厚煤层，赋存稳定。煤层厚度：10.4514.35m，平均为13.87m，煤层倾角：3070，平均倾角为5°，顶板为粉砂岩或细

38、砂岩，底板为炭质泥岩或粉砂岩。各煤层以玻璃光泽为主，其次为油脂光泽；结构呈薄层状、细条带状；构造块状、粒状；质坚硬；断口参差状、平坦状；条痕为黑色；内生裂隙发育。2、巷道的空间与时间条件50102工作面运输巷、回风巷和切眼均为实体巷道。施工中不会受到其它工作面的采动影响。（三）巷道支护方式设计1、根据巷道支护条件设计50102工作面巷道均为煤巷，采用掘进机掘进。在围岩正常情况下，运输顺槽、回风顺槽、切眼均采用锚杆+金属网+锚索支护。井下各巷道在围岩破碎、大跨度断面处，用锚索补强，或根据具体情况采用其他加强支护的方式。2、锚网索支护论证参照普氏岩石分类方法，5#煤501采区顶板属为中等稳定岩层。

39、按加固拱理论计算锚杆参数 (按最大跨度巷道计算) ：1）、根据煤巷锚杆与网梁组合的经验公式计算：锚杆长度：L=N（1.5+W/10）=1.1（1.2+4/10）2000mmm锚杆间距：（按加固拱原理选）M=0.5L=1000mm，（实际取800mm）锚杆直径：d=L/110=2000 /110=18.1mm，取20mm根据支护的单位面积重量验算：A、每根锚杆的支护面积：S支=P×J=0.8×0.8=0.64平方米B、每根锚杆支护煤的重量：Q支=S支×H×R×K=0.64×1.95×1.43×1.5=2.67吨C、由

40、于锚杆支护强度大于5吨。故Q>Q支,支护能力可行。上述式中：H锚杆支护长度2米；K锚杆支护安全系数，取1.5R煤的容重取1.43吨/米3。L锚杆长度N围岩影响系数，煤巷属类围岩，取1.1W巷道宽度，取最大宽度4000mmG锚杆间距800mm d锚杆直径20mm故锚杆取长为2000mm，直径为20mm的左旋无纵筋螺纹钢，间排距取800mm。2）、顶锚杆杆体的选择：采用20左无纵筋旋螺纹钢杆体。3）、顶锚杆锚固形式：端头锚固，采用一中速药卷配合使用。4）、顶锚锚固长度：L0=LR12/（R2-R22）=600×11.52/（142-102）=826.6mmL-树脂药卷长度，mm L

41、0-锚固长度，mmR-钻孔半径，14mm R1-树脂药卷半径，11.5mmR2-锚杆半径，10mm5）、顶锚杆锚固剂的选择：规格Z23606）、三径匹配三径合理匹配值：钻孔直径与锚杆杆体直径之差应为410mm，钻孔直径与树脂药卷直径之差应为35mm。锚杆杆体直径取20mm， 故钻孔直径应为28mm，树脂药卷直径为23mm。3、帮锚的选取：1）、仍选用2000mm×20的普通锚杆，端锚，药卷为Z2360，顺槽巷、下山巷帮锚间距均为0.8×0.8m的矩形布置。2）、帮锚锚固长度：L0=LR12/（R2-R22）=（600）×11.52/（142-102）=826.6m

42、m3）、帮锚杆锚固力不小于50KN。4）、帮锚预紧力矩不小于100N·m。5）、托板、螺母、垫圈的选择：托板选用金属托板，螺母、垫圈的选择仍用金属钢质型。6）、菱形网：顺槽上、下帮铺设菱形网，规格2000×2000mm；巷道顶部铺设矩形网，规格2000×1000mm；4、锚索参数的选择，由于巷道为煤巷，属类围岩，存在锚索支护问题，只在顶部使用锚索。1）、锚索长度La: L=L1+L2+L3=15米，取15米L1锚索外露长度，取0.3mL2锚索有效长度，根据已掘巷道情况，在巷顶以上13.2米左右有 K2砂岩，故la2取13.2米L3锚索锚固长度，取1.5 m。3、锚

43、索的布置方式 锚索间排距1600×1600mm，矩形布置。顶部布置三根15.24×15000mm的锚索。成排打设，特殊断面五花排列。1）、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用15.24×15000mm的锚索，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距： LnF2/BH-（2F1sin）/L1式中 L锚索间距，m； B巷道最大冒落宽度，4 m； H巷道冒落高度，按最严重冒落高度取4.0m； 岩体容

44、重，26 KN/m3； L1锚杆排距，0.8 m； F1锚杆锚固力，50KN； F2锚索极限承载力，取250KN； 角锚杆与巷道顶板的夹角，90°； n每排锚索数，取2。通过上述计算，锚索间距L=1.72大于1.6m，所选锚索参数满足设计要求。2）、锚索也采用加长锚固，须用三卷药卷，一支为K2360，另1.5卷为Z2360。锚索头部设有树脂药卷搅拌头。3）、锚索锚固长度：L0=LR12/（R2-R22）=（600+600+300）×11.52/（142-7.622）=1447mm4）、锚索托板选用长宽均为1000mm×130mm的11#工字钢。5）、锚索锚固力不小

45、于200KN。 通过以上计算，所选锚杆、锚索参数能满足支护要求；3、采用工程类比法设计5#煤层开采中，所有巷道支护均采用了锚杆+金属网+锚索支护，支护可靠稳定，实践证明比较成功。 4、设计巷道形状的确定50102工作面巷道均为实体巷道，顶板岩性较好，联合支护能够满足要求，巷道断面为矩形断面。（三）巷道锚杆支护参数1、支护材料说明锚杆选用20× L2000mm的左螺旋螺纹锚杆，锚固剂型号为Z2360，锚索的直径15.24 L15000mm，顶部金属网ø 6mm、100×100mm，网片1000mm×2000mm(钢筋网)加4mH型钢梁，护帮材料选用10#铁

46、丝菱形金属网，网格为8×8mm。2、加强支护设计切眼及破碎地段，在锚杆（索）基本支护基础上，宜可采用用20×L2000mm的高强度左旋螺纹钢锚杆全长锚固，并配合H型钢梁等补强支护措施；同时可采用喷浆、矿用18#工字钢架棚加固等措施。附图4-1：50101工作面/50102工作面切眼断面及支护参数图附图4-2：50101工作面/50102工作面回风顺槽断面及支护参数图附图4-3：50101工作面/50102工作面运输顺槽断面及支护参数第五章 生产系统工程设计一、“一通三防”系统（一）、通风系统设计1、50101回采工作面采用一进一回U型全负压独立通风方式。2、掘进期间通风设计

47、（1）、50102回风顺槽掘进期间局部通风机位置放在5#煤501采区运料大巷，施工不存在串联通风问题。（2）、50102运输顺槽掘进期间局部通风机位置放在5#煤501采区运输大巷，施工不存在串联通风问题。进风路线：通风系统：（新鲜风）通过局部通风机、风筒 50102（回风）运输顺槽工作面 （工作面污风） 50102（回风）运输顺槽 50102（回风）运输顺槽回风绕道 501采区回风大巷 总回风 回风立井 地面2、综采工作面通风系统设计（1）、5#煤501采区系统及工作面风量计算根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2010年颁发的煤矿安全规程第103条规定和中华人民共和国安全生产行业

48、标准AQ1056-2008煤矿通风能力核定标准规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：1）、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。Qra=4NK式中:Qra矿井需要风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，98人；4井下每人每分钟供风标准，4m3/min；K矿井通风备用风量系数，取1.15。则：Qra=4×98×1.15=450.80m3/min 2）按用风地点实际需要风量的总和计算Qra=(Qcf+Qsc+Qhf+Qur+Qrl)Kaq式中: Qra矿井需要风量，m3/min；Qcf采煤工作面实际需要风量的总和，m3/m

49、in；Qsc备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；Qhf掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Qur硐室实际需要风量的总和，m3/min；Qrl其它用风巷道实际需要的风量总和，m3/min；Kaq矿井通风系数，取1.15。（1）回采工作面实际需要风量按CH4涌出量计算Qcf=100qcgKcg式中:Qcf 回采工作面实际需要风量，m3/min；qcg回采工作面回风巷风流中平均绝对CH4涌出量，本次设计预测矿井绝对CH4涌出量为10.91m3/min，依据回采工作面绝对CH4涌出量约为矿井绝对CH4涌出量的70%，矿井达到设计生产能力时，井下5号煤层共布置1个综合机械化放顶煤回采工作

50、面，则q=10.91×70%=7.64m3/min；Kcg回采工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数,取1.40；则：Qcf =100×7.64×1.40=1069.60m3/min按CO2涌出量计算Qcf=67qccKcc式中:Qcf 回采工作面实际需要风量，m3/ min；qcc回采工作面回风巷风流中平均绝对CO2涌出量，本次设计预测矿井绝对CO2涌出量为14.05m3/min，依据回采工作面绝对CO2涌出量约为矿井绝对CO2涌出量的70%，矿井达到设计生产能力时，井下5号煤层共布置1个综合机械化放顶煤回采工作面，则q=14.05×70%=9.84m3/m

51、in；Kcc回采工作面CO2涌出不均衡备用风量系数,取1.40；则：Qcf =67×9.84×1.4=922.99m3/min按气象条件计算Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl 式中:Qcf 回采工作面实际需要风量，m3/ min；Vcf回采工作面的风速，取1.05m/min；Scf 回采工作面断面积，26.98m2；Kch回采工作面采高调整系数，1.2；K cl回采工作面长度调整系数，1.2；则：Qcf =60×70%×1.05×26.98×1.2×1.2=

52、1713.34m3/min按人数计算：Qcf=4Ncf式中：Qcf 回采工作面实际需要风量，m3/ min；Ncf回采工作面同时工作的最多人数，18人。4每人需风量，m3/min；则：Qcf=4×18=72m3/min 综合以上计算，最大值Qcf =1713.34m3/min按风速进行验算a.验算最小风量：Qcf60×0.25 ScbScb=lcb×hcf×70%式中：Qcf 回采工作面最小需要风量，m3/ min；Scb回采工作面最大控顶有效断面积，m2;lcb回采工作面最大控顶距，6.40m；hcf工作面实际采高，4.0m；则：Qcf60×

53、0.25×7.40×4.0×70%=310.80m3/minb.验算最大风量(综采面采取煤层注水、采煤机喷雾降尘措施)：Qcf60×4.0ScsScs=lcs×hcf×70%式中：Qcf 回采工作面最大需要风量，m3/ min；Scs回采工作面最小控顶有效断面积，m2;lcs采煤工作面最小控顶距，5.80m；hcf工作面实际采高，4.0m；则：Qcf60×4.0×6.80×4.0×70%=4569.60m3/min经验算，Qcf=1713.34m3/min，符合风速要求。矿井达产时共布置1个回采

54、工作面，则Qcf =1713.34m3/min （2）备用工作面实际需要风量备用工作面实际需要风量应满足瓦斯、二氧化碳、气象等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。即Qsc=1713.34×0.5=856.67m3/min（3）掘进工作面实际需要风量按瓦斯涌出量计算Qhf=100qhgKhg式中:Qhf 掘进工作面实际需要风量，m3/min；qhg掘进工作面回风流中平均绝对CH4涌出量，本次设计预测矿井绝对CH4涌出量为10.91m3/min，依据掘进工作面绝对CH4涌出量约为矿井绝对CH4涌出量的20%，矿井达到设计生产能力时，井下共布置2个综掘工作面，依次

55、推算，则qhg =10.91×20%×50%=1.09m3/min；Khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取1.80。则：Qhf =100×1.09×1.80=196.20m3/min按二氧化碳涌出量计算Qhf=67qhcKhc式中:Qhf 掘进工作面实际需要风量，m3/min；qhc掘进工作面回风流中平均绝对CO2涌出量，本次设计预测矿井绝对CO2涌出量为14.05m3/min，依据掘进工作面绝对CO2涌出量约为矿井绝对CO2涌出量的20%，矿井达到设计生产能力时，井下共布置2个综掘工作面，依次推算，则q=14.05×20%×

56、50%=1.41m3/min；Khc掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取1.80。则：Qhf =100×1.41×1.80=253.80m3/min按人数计算：Qhf=4Nhf式中：Qhf 掘进工作面实际需要风量，m3/min；Nhf掘进工作面同时工作的最多人数，N=13人。4每人需风量，m3/min；则：Qhf=4×13=52.00m3/min按局部通风机实际吸风量计算有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：Qhf=QafI+60×0.25Shd 式中:Qhf 掘进工作面实际需要风量，m3/min；Qaf局部通风机的实际吸风量，m3/min 。FBDNO

57、6.3/2×30型对旋式局部通风机实际吸风量为430m3/min；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台；Shd局部通风机安装地点到回风口间巷道最大断面积，采区胶带运输巷为11.88m2，采区轨道运输巷为11.88m2，采区回风巷为15.75m2，工作面运输顺槽为12.0m2，工作面回风顺槽为12.80m2；则：Qhf采区胶带运输巷掘=430×1+60×0.25×11.88=608.20m3/minQhf采区轨道运输巷掘=430×1+60×0.25×11.88=608.20m3/minQhf采区回风巷掘=430×