级设计采矿08-8说明书

摘采煤层为15号煤，煤层倾角为2~14，平均厚度为6.45m。地质条件较为简单。矿井瓦斯相对涌出量为1.30m3/t，绝对涌出量为1.85m3/min，为低瓦斯矿井。输。矿井通风方式为央分列式。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1、矿区概述与地质特征；2、境界和储量；3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4、开拓；5、准备方式——带区巷道布置；6、采煤方法；7、井下；8、矿井提升；9、矿井通风与安全；10、设计矿井基本技术经济Finiteelementysisofthree-wayroadwayjunctionsinlongwallmining：斜井；单水平；带区

Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandtheThegeneralpartisanewdesignforDongmine.DongmineislocatedYangquaninShanxiprovince.Itisveryconvenienttogettothemineintermsofbothhighwayandrailway.Thelengthofthecoalfieldis5.1km,thewidthisabout3.3km，andthetotalarea14.3km2.Thefifteenthisthemaincoalseam,anditsdipangleis2~14degree.Thethicknessofthemineisabout6.45m.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare126.12milliontons,andtheminablereserves89.72milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.2milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis54.3years.Thenormalflowofthemineis90m3perdayandthemaxflowofthemineis400m3perday.Therelativeminegasgushis1.30m3/tandtheabsolutegushis1.85m3/min,soitisalowgasmine.Themineisasinglelevelintwoinclinedshaftstodevelop.TecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theventilationmodeofthismineiscenterunattachedform.The“three-eight”workingsystemisusedintheDongmine.Itproducesfor330daysayear.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.ThetopicofspecialsubjectpartsistheReviewofWaterResoucesPreservationinShallowSeamMining.ItmakesafullydiscussionofwaterresoucespreservationinshallowseammininginShen-dongminingarea.Translationpartisaboatysisofthree-wayroadwayjunctionsinlongwallmining.TheEnglishtitleis“Finiteelementysisofthree-wayroadwayjunctionsinlongwallmining”. Inclined Single Centerunattached 一般部分矿井概况与地质特 矿井概 地质特 地 煤层特 煤 2境界和储 2.1境 矿井工业储 矿井设计储 矿井可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 4开 4.1开拓的基本问 矿井基本巷 井 大 准备方式—带区巷道布 煤层地质特 采煤方 采煤工艺方 回采巷道布 井下概 井 井 煤 辅 辅 辅 矿井提 矿井提升概 主副井提 矿井通风与安 矿井通风系统的确 矿井风量计 矿井通风阻力计 容易和时期矿井最路线确 选择矿井通风设 设计矿井基本技术经济指 专题部分浅埋煤层保水开采综 参考文 翻译部英文原 中文译 致 矿井概地理位置与交通路从矿区北界向东坪村穿过，距阳泉矿务局固庄煤矿铁路线盂县货站21km。盂皆为柏油马路，交通便利。矿井交通位置如图1-1所示。地形地貌及水文情

1-1形，向西、北、东三面渐次过渡为丘陵区，山间沟谷逐渐变开阔宽缓，总体地势南高928.50m左右，最大相对高差225.19m。西临秀水河的中游召二河、南河，该水系自南向北由西部边界外穿过，经小气候条件8.7℃，一月(37.4℃(1961.6.10)585.9mm817.6mm(1964年)，最小降雨量302.0mm(1972年)，且雨量多集中在7，8，9三个月，年平均蒸发量207m/s30m/s2.8m/s。冰冻180其它条件地质特地本位于沁水煤田阳泉矿区西北部，内地层由老到新依次为奥陶系中统马家沟中奥陶统马家沟组中石炭统本溪组(C2b上石炭统太原组连续沉积于下伏本溪组之上，为一套海陆交互相含煤建造，主要含煤地层。主要35-6层煤层组成，底部以一层浅灰色细砂岩(K1)与本溪组分界，本组厚度100-120m，平均110m左右。3层薄煤层组成，底部以一层灰白色中细砂岩(K7)与太原组分界。本组厚度35m左右。下二迭系下统下石盒子组第一段(P1xl)第二段40m左右。第三段铝质泥岩(俗称“桃花泥岩”)，为良好辅助标志，本段厚度52m左右。土层，各处厚度不等，一般0-20m左右。地质构造志》1982年所划分)，区域地层总体东西向，向南倾伏，为一单斜构造，在此基础上延伸。全共有主要断层1条，为一高角度的正断层，落差0-25m。水文地质藏浅处岩溶裂隙发育，含水丰富，区域水位标高500-600m左右。太原组灰岩局部岩溶裂本含水层自上而下简述如下强，水位较低，奥灰水位标高约500-600m。②太原组赋存三层发育稳定的石灰岩，自下而上分别为四节石灰岩(K2)、钱石灰岩队勘探资料，钻孔钻至灰岩层段时，有不同程度漏水现象，具有一定充水条件。经钻孔抽水试验，单位涌水量0.027-0.7101/s.m，渗透系数0.216-6.299m/d。山西组含有数层砂岩，尤以底界K7砂岩厚度最大，最厚可达19.50m，但据钻孔简易水据钻孔抽水试验，单位涌水量0.0681/s.m.渗透系数0.201m/d。大涌水量150m3/d。煤层特煤十一层，全区可采之稳定煤层一层（15号煤层6.45m。大部可采之稳定煤层三层（4号、8号、9号煤层，其余为不可采煤层。现将可采煤层特征分述如下：（1）4（2）8（3）9（4）15平均6.45m，为全发育全部可采之稳定煤层，为一型。煤层结构较复杂，多含1-3层泥K20.50m左右的泥岩伪顶，底板为砂质泥岩。各可采煤层情况统计见表1-1。1-1备注40.4—较100—80岩—型90—型—型煤质及用途4号、8号、9号、15号煤层物理性质和煤岩特征基本相近，皆呈黑色、灰黑色，玻0.71；胶质层指数：Y值为8.0mm。6.54；挥发份[Vdaf，%]：原煤14.22，洗煤15.32；全硫[St，d%]：原煤0.56，洗煤0.44；胶32.24胶质层指数：Y值为5mm，x19.8mm；粘结指数[GRt]：6.3；发热量[Qvet.v.ad，MJ/kg]：7.15；挥发份[Vdaf，%]：原14.28，洗13.00；全硫[St，d%]：原2.19，洗1.90；胶质层指数：Y值为0mm，X值为11.0mm；粘结指数[GR.t]：洗煤9.0；发热量[Qvet.v.ad，MJ/kg]：原煤29.89，洗煤33.56。4号、8号、9号煤层为中灰、特低硫一高硫、高发热量的瘦煤，可作炼焦配煤之用；l5号煤层为中灰、中硫一富硫、高发热量的贫煤，可作为化工用煤及民用煤。（4）15的筛分浮沉试验，经±0.1含量测定其试验结果如下煤层开采技术条件对涌出量0.64m3/min相对涌5.98m3/t9号媒层瓦斯绝对涌出量0.442.93m3/t1煤尘及煤的自验样，做了煤尘性测试，其测试资料汇集如下表1-1。表1-1煤层性试验结果9有15有2境界和储2.1境山西省地质矿产厅以1400000041705号《采矿证》批准(有效期限2000年12月-2004年12月)，批准开采4、8、9、15号煤层，现将15号煤层坐标及其范围叙述如下：2-1纬距经距纬距经距15号煤层长度5.1km，倾向长度3.3km，面积14.3 矿井工业储储量计算基础厚度为0.70m，原煤灰分≤40%；题的》内容要求：新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m源量2S11；源量2S22；勘探程度钻孔，工程量15431.74m，平均每平方公里1.68个钻孔。矿井工业储量计算4号、8号、915号煤层。但是4号煤层、8915号煤层进行体划分为A、B、C三个块段，如图2-1所示，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段CCABCB根据地质勘探报告，15号煤的容重为1.35t/m3。ZgmrScos Zg——m——r——S————A 6.021.353.90cos16A 6.671.357.39cos6 6.451.353.01cos26.24Mt则矿井工业储量ZgZAZBZC32.9766.9126.24126.12矿井设计储永久煤柱损失量（1）境界煤柱

pLbMp——L——M——

p15101.08206.451.35262.98综上边界煤柱损失量为p边界pp0262.98262.98由于煤层顶底板条件较好，致密性好，范围内又无较大水系，区内地表水体一般2-2 综合以上计算，保护煤柱损失量：p1411.88万t矿井设计储量

ZsZgZs——Zg——

p1——断层煤柱、防水煤柱、境界煤柱等永久煤柱损失量之和，Mt；ZsZgp1126.124.12122矿井可采储工业广场保护煤柱煤量条，工业场地占地面积指标见表2-3。2-3井型=1.44105m2。故设计工业广场的尺寸为380m380m的矩形，面积为1.44105m217条规定工业广场属于Ⅱ级保护，需要留15m宽的围护带。2-4p广场SMr/

广场S——工业广场压煤水平面积，M——煤层平均厚度，mp广

2388756.451.35 .55t主要井巷保护煤柱煤量程》第14条和第17条规定井筒属于Ⅰ级保护，需要留20m宽的围护带。根据实际条件， P井筒=0.24Mt矿井可采储量矿井的可采储量Zk

Zk——

(ZsP2) Zs——P2——工业广场及主要井巷煤柱煤量，0.85。设计开采的15号煤层属厚煤层，采区回采率取为0.75。P2PP井筒=2.13+0.242.37φ——表土层移动角；βλ——基岩下山移动角；δ——基岩移动矿井工作制矿井设计生产能力及服务年确定依据2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开矿井设计生产能力量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.2Mt/a。矿井服务年限矿井可采储量ZkA和矿井服务年限TTZKAK T——Zk——A——设计生产能力，1.2K——1.41.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.4。T89.721.21.4井型校核内15号煤层为首采煤层，煤厚6.45m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化较小。煤层2～14°，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置采用矿车辅助，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-1。3-1a万a————务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于30a。一水平服务年限为53.40a，符合《规范》的规定。4开4.1开拓的基本问部署是对内各开采煤层的开采方法和顺序做出总体性的安排。的开拓解决的是矿井全局性的生产建设问题，是矿井开采的部署。合理的开拓方式需要对技术可行的几（1）执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。确定井筒形式、数目、位置及坐标①平硐开拓受地形及埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、②斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度发生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提③立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相220m14°以下，属于缓倾斜煤层。矿井水文地质条件简此之外可以考虑采用主斜副立开拓方式，这种方式既有利于发挥胶带输送机连续的优势，又很好的解决了斜井提升能力小的问题。因此本设计可以采斜井开拓或主斜副立②井筒沿方向的有利位③井筒沿倾斜方向的有利位本中部有一条长度较大的正断层（F1断层，落差0～25m，倾角为45°，把分为南翼和北翼两大部分。为了使井筒不受断层影响，又有利于内煤炭的开采，井筒布置在断层南侧，倾向。央，倾向的储量。本矿井水文地质条件简单，涌水量也较小，设计时将井底车场布置于15号煤层下部井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路线。为了便于地面系统间互斜井井口中心位置：经度，纬度；副斜井井口中心位置：经度，纬度工业场地的位置14.4公顷。设计工业广场的尺寸为380380m的矩形，面积为1.44105m2。工业场地的位置及形状如图4-1所示。边边断本主采煤层为15号煤层，其他煤层不采，设计只针对15号煤层，煤层倾角只有在两个向斜两翼达到14，局部达到19，而其余部分煤层倾角都在11以下，内F1断层北侧倾角较小，大部分在5左右，为近水平煤层。内煤层标高落差为+880m～服务两个阶段，水平垂高为400～700m。因此，本设计只适合采用单水平上下山开拓。主要开拓巷道条大巷，与主井连接，负责运煤回风；一条轨道大巷，与副井相连，负责行人、进风开拓方案比较图4-2～4-5所示。共用一个煤仓。如图4-2所示。方案二：主副井都采用斜井，在靠近中部位置布置两条840m水平的岩层大巷，同时掘首采面的和辅助斜巷。在首采面斜巷与大巷的接头处布置首采面的溜煤眼。如图4-3所示。方案三：主井采用斜井，副井采用立井形式，在靠近中部的位置布置两条840m4-4方案四：主井采用斜井，副井采用立井形式，在靠近中部的位置布置两条840m接头处布置首采面的溜煤眼。如图4-5所示。后期在南翼开凿一个回风立井与大巷连接，副井进风，风井回风。

4-2方案一斜井开拓方式（煤巷

4-3方案二斜井开拓方式（岩巷

4-4方案三主斜井副立井开拓方式（煤巷

4-5方案四主斜井副立井开拓方式（岩巷利于辅助、排水也方便。这四种方案在技术上都是可行的，并且有对比性。比较范围。各方案的粗略估算费用表见表4-1～4-4。4-1方案一斜井开拓（煤巷）（m3h时间4-2方案二斜井开拓（岩巷）（m3h时间4-3方案三主斜井副立井开拓（煤巷）（m3h时间4-4方案四主斜井副立井开拓（岩巷）（m3h时间4-5方案一斜井开拓（煤巷）数量（元（m3h时间（元mm4-6方案三主斜井副立井开拓（煤巷）数量（元时间（h（mm4-7004-7知，两种方案经济比较总费用基本相同，但是方案一的前期基建费用低，只矿井基本巷井38m。基岩段掘进断面为18.4m2，掘进长度为426m。中心线 心线手中心线 心线手 带中心筒 带中心筒 4-7进长度为32m。基岩段掘进断面为20.1m2，掘进长度为358m。井轨筒轨道中道中心中心线心线线轨井轨井轨 4-94-84-104-11。4-101.228.2737.3954.104-111.228.2737.3954.104-8中国矿业大学2012届本科生毕业设 第30井底车场4-9矿井为斜井开拓，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面，人员从副斜井乘坐乘人车车经副斜井提升至地面。井底车场的平面布置示意图如图4-9所示。车场；副斜井、井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助；大巷采用胶套轮电机车牵引空、重车线的长度应不小于35.38m。副井提升矸石，材料，为使其长度留有调整的余地，并考虑出矸工作不均匀、不1.5列矿车长度。这就要求井底车场空、重车线的长度应不小于53.07m。QS

Q——S——水仓有效断面，3.28m2L——水仓长度，120m。Q3.28120393.6m3大大巷在靠近井底煤仓段抬高，辅助大巷坡度最大处为5.07°，采用胶套轮电机车牵引矿车进行辅助每米材料消耗量见表4-14。图4-10大巷断面表4-11大巷巷道特征净周长净宽度高度岩排间距长度直径顶帮顶帮顶帮表4-12大巷每米工程量及材料消耗量岩1图4-11辅助大巷断面表4-13辅助大巷巷道特征净周长净宽度高度岩排间距长度直径顶帮顶帮顶帮表4-14辅助大巷每米工程量及材料消耗金属网积岩1煤层地质特带区位置带区煤层特征151.35t/m31.7，6.45m6.7m6.4m1-3K25-1煤层顶底板岩石构造情况水文地质属于中等类型。840m水平矿井正常涌水量90m3/d，最大涌水量150m3/d。地质构造带区巷道布置及生产系带区准备方式的确带区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量和辅助人员少；工作面长度较长，对综合机械化非常有用胶套轮蓄电机车牵引矿车进行辅助；工作面运料斜巷布置单轨，利用分段小绞车解带区巷道布置首采带区位于北翼，大巷的西侧，北翼划分为两个带区，首采带区为西二带区，长度1800m，倾向长度平均1200m西二带区划分为10个分带工作面长170m，两条回采巷道共10m宽，每个分带宽180m。1520315205，依此类推。在采空区上覆岩层移动稳定后，再开采被鲜从副井经轨道大巷，通过分带运料斜巷进入工作面，污风经分带斜巷、分带回风行人斜巷进入大巷，再经北翼风井排出地面；南翼采区生产时，通风方式与北翼带带区内各分带的斜巷铺设B1400mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶带到回采工作面的辅助斜巷，然后运至工作面。带区生产系统工作面15201工作面斜巷大巷井底煤仓主斜井地辅助系地面副斜井井底车场轨道大巷分带运料斜巷工作15201工作面的路线为副井井底车场轨道大巷15201工作面运料斜巷工作面15201工作面斜巷大巷北翼风井供电：地面变电站副斜井变电所轨道大巷分带运料斜巷工4寸的管路，在运料斜巷的低洼处建一临时小水仓，水由22KW150D30×9型水泵，工作面分带运料斜巷轨道大巷井底水仓副斜井

ⅠⅠⅠⅠ道西二带

5-1大15201工作 斜152015-25-3带区内巷道掘进方SGD-420/22型刮板输送机进行掘进。斜巷和运料斜巷巷同时掘进。通风方式为压入式。掘进面通风系统如图5-3所示。带区生产能力及采出率4个循环。设计割煤高度2.5m，放煤高度3.95m，每年生产330天。A0330HLanC H————L—— ——采煤机截深和循环放煤步把数据带入式5-1得：0A3306.451.351700.840.821061.280

AK1K2 A——把数据带入5-2得：A11.11.281.41带区采出率带区实际采出煤量带区工业储量把数据代入5-3得：k

采煤工艺方带区煤层特征及地质条件156.45m2~14，为近水平及缓确定采煤工艺方式防水和处理各种事故的系统和措施。正确确定和安排采煤工艺过程，切实防止冒顶、各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采可达到93%-97%以上。但巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧的，需要等到再工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集的煤层，一次不能采完，煤炭损失较大；控顶较，煤壁容易片帮；采高固定，适应条步确定选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理。本煤层平均厚6.45m，开采技术条件6.45m厚的大采1.2Mt/a6.45m12Mt/a，故考虑到设回采工作面参数顶煤的步距为0.8m，即为一个采煤机的截深。综放开采，当煤层厚度较大，放煤时间较长时，工作面长度以150~180m为宜，每个为170m。以首采带区为例，带区长度1800m，布置10个工作面，分带间不留保护煤柱。根据掘进机及其配套设备的尺寸，以及辅助设备的尺寸，确定分带运料斜巷断面为矩形断面，宽5.0m，高3.0m，断面面积为15m2；分带斜巷断面为矩形断面，宽5m，放或一放三种组合。一般情况下，顶煤厚度大时，放煤步距应大一些，反之，应取小值。本设计煤质为软及中硬，顶煤厚度不大，因此采用一刀一放，放煤步距为0.8m。6-1采煤工作面破煤、装煤方式QhkcQyf/ Qh——采煤机应具有的最小生产能力，t/h；kc——采煤机产量占总产量之比，1/1.58；Qy——设计的工作面年产量，t；D——年生产天数K——采煤机开机率，取0.6。所以 ×1.4×1/2.58/(330×16×0.6)=205.5≈230

VcQh

——煤的容重，1.35 Vc=230/(60×0.8×2.5×1.35×0.95)=1.49m/min根据《综采技术手册（上当平均采高为2.5m时，电动机功率为300kW，本矿煤质较软且采煤机平均牵引速度较慢，因此选择采煤机的功率为300kW。根据以上计算的指标值，选择MXA-300/3.5D型采煤机。主要技术特征见表6-2。滚筒直径一般按最大采高的0.6为27m滚筒直径为应为1.62m故选标准滚筒直径1.8m适用最大采高H=2D-0.2=3.4m，

Q前cQhKcKyQ前c——Qh——

Ky——考虑方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数，水平时取KvVe/(VcVe

Ve——工作面刮板输送机链速，m/sKv1.1/(1. Qc2301.211.02

Q后cKfkffQyQ后c——后部刮板输送机机应具有的最小生产能力，t/hkf——放顶煤产量占总产量之比，1.58Qy——

所以：Q后c1.21.58 /330160.6=389.76综上所述，前后部都可选择SGZ-764/400型刮板输送机，其设计长度为200m，出厂长度150m；功率400kW；输送量900t/h，为采煤机生产能力3.2倍，放顶煤生产能力的2.8倍；可以满足生产的需要。其主要技术特征见表6-3。6-2项单数型采m截mm量电V6-3项单数型mmV功链15007646-42~3.5m，截深为0.806m，设计采高2.5m，设计截深为0.8m0.8m后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位溜。机组进刀总长度控制在30m左右，进刀方式如图6-1所示。6-1采煤工作面支护方回采工作面的支护采用支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条ZZPF4800/17/33F型二柱式掩护支架及其相配套的端头支架。工作面机头、机尾31071136-5。6-5mmt①确定支架的支护强

qK1H H——采高 q=8×2.5×2.5×103×10-5=0.5MPa

HzmaxHmaxHzminHmin(0.25~HzmaxHzmin——支架的最大最小高度HmaxHmin——

S1——伪顶冒落的最大厚度，S1=0.2～0.3m； Hzmax2.70.3 Hzmin2.

0.35Vy Kc——不均衡系数，取Kc=1.2；Vc——采煤机的平均牵引速度，m/min。所以Vy1.21.49 1m/min支架的主要技术特征见表6-5。

F(LC)F——L——C——Z——支架中心距，m

所 F(4.30.34

QqF Q0.56.96

PQ P————支架的支撑效率，支撑掩护式支架取85%。 P3.17/0.85 =70%4800=33603~5架，以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要，应及时拉过超端头支护及超前支护方式强，有利于排头支架的稳定，但支设麻烦，费工费时。根据支架选型要求，本设计选用ZTF6500-19/32型端头支架，其技术特征见表6-6。6-6mmm见表6-7。 DZ35型单体支柱技术特征各打一排单体柱，柱距1m0.2m处打一排单体柱，柱距1m。各打一排单体柱，柱距1m0.2m处打一排单体柱，柱距1m。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞2.0m处，班材料必须提前工作面50m回收，备品备件码放必须距工作面70m以外。各工艺过程注意事环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推移刮板输送机时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。又因端头至超前支护40m段是压力集中区，特制订以下管理措施。②端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须手拖住板梁采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8 ①在各点落煤处加设缓冲装置 150～200mm④机组要掌握好采高，严禁割底割顶⑥顶板及矿压观测措作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40m加强，对于失回采工作面正规循环作业2.5m3.95m10m随巷道顶底板平缓2424h正规循环作业图表，见采煤方6-9222622262226机11328443220433061146335Q1L1S(M1CcMfCf Q1L2S(M2CcMfCf

QQ1————

Q——L1——L2——S——M1——M2——工作面过渡段采高，取平均值2.5m；Mf——3.95m；Cc——工作面可采范围内综采回采率，95％；Cf————Q11500.8(30.953.950.74)Q2200.8(30.953.95所以：日产量Q日循环数1059.9344239.726-10 1m2m3m45m6t7个48t9m3/8%元回采巷道布回采巷道布置方式工作面回采巷道采用单巷布置完全沿空掘巷，一条运料斜巷，一条斜巷，全部沿回采巷道支护参数巷宽5.0m，高3.0m，断面面积为15.0m2。M22，规格型号20#—M22—2400。为Z2360（后放，钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。为Ф16—4800—100—6。锚杆布置锚杆排距1m7根锚800mm靠近巷帮的顶锚杆距巷帮100mm。锚索：单根钢绞线，Ф15.24mm，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放，两支规格为Z2360（后放。锚索矩形布置，每排2根，排距2m，间距锚杆形式和规格：斜巷煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20,规格型号为Ф18—M20—2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm玻璃钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M16,规格型号为Ф18—M16—2000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690mm。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为网片规格：斜巷两侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.7×1.1m。顶板200mm。Ф15-7300Ф20-M22-2400Ф18-M20-2000

Ф18-M16-2000图6-2工作面斜巷断面Ф15-7300锚Ф20-M22-2400锚Ф18-M16-2000锚

Ф18-M20-2000锚6-3井下概井下分为主要和辅助。主要就是指对煤的；辅助是指矸石、材料、设备和人员。井下设计是对井下主要和辅助作统筹安排，井下原始数最大运距1850m；从大巷到井底煤仓平均运距为900m，最大运距1900m；主斜井提升长度为464m。作面日产量424t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。井下系统煤炭系①带区回采工作面系统工作面分 斜巷带区煤仓 大巷井底煤仓主井地②掘进工作面煤炭系统掘进工作面 大巷井底煤仓主井地辅助系①工作面辅助系统副井井底车场辅 大巷各分带运料斜巷工作②掘进工作面辅助系统副井井底车场辅助 大巷掘进工作面井下系统如图7-1所示中国矿业大学2012届本科生毕业设 第58轨轨道大大15201工作面运料斜15201工作 斜15201工作15203分带运料斜带区煤15203分 回风行人斜图7-1井下系统煤炭方式和设备的选煤炭方式的选辅助要采用高效能、适应性强、单机服务范围广的设备，减少环节，逐步发展集装箱，逐步实现矿井辅助的机械化和连续化。必须做到井上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择不均匀带区煤炭设备选型及验作面设备配套选型见表7-1。表7-1工作面设备配套选型机7-2项单数型mmV表-3机技术特征项单数型mmV7-4tV108表7-5分带斜巷胶带输送机技术特征V276t/h900t/h，放顶煤最大出煤能力为390t/h，后部刮板输送机生产能力为900t/h，机的生产能力为2050t/h，破碎机通过能力为2100t/h，分带斜巷胶带输送机能力为2200t/h；带区系统中的各设备的生产和通过能力，均大于工作面的最大瞬时出煤能力，且各环节后一级设备能力均大于前一级设备的能力，因此，所选设备可以满足要求。大巷设备选择效矿井，大巷也选用胶带输送机。表7-6大巷带式输送机主要技术参数项带运带ST2500带43800（防爆 拉辅助方式和设备选辅助方式选减少辅助环节及次数减少辅 人员，提 效率此辅助采用传统矿车，成本低，而且流畅。轨道大巷采用胶套轮蓄电机车牵引矿车，斜巷采用绞车牵引矿车进行辅助，由于斜巷起伏不定，因此要在其辅助设备选辅助采用MG1.1-6A型1.0t固定厢式矿车、MP1-6A型平板车、MC1-6A型材料套轮蓄电池电机车，每列车14节车厢。项目型号容积t轨距轴距质量项型2°m6m9t台2 ttt 项目型号tt轨距轴距质量 项型人度轨轴质3 项型人人度轨轴4矿井提升概年工作日为330天。m25m464m1817.8m25m390主副井提主井提升1.2Mta，属大型矿井，全部煤炭由主斜井带式输送机，提运至464m，装备一台B=1400mm，V=4ms，α=16o的钢绳芯带式输送机，其主要技术参数见表8-1。8-1tNST2500m41 2副斜井提升设备选工作制度：330da；井筒倾角：18；8918-1996型三角股钢丝绳一根；提升物料以及下放支架，配重侧选用 钢丝绳技术参11直径单位质量kg破断拉力②提升机选用2JK3.528E8-38-3项22套慢速提升设备。选用特制SDJ-32型慢速提升机一台，36NAT6T×7+FC1570ZZ/SS849505GBT16269-1996型面接触钢丝绳一根，选用Y315L1-6型电动机。所选设备技术参数见表8-4、8-5。8-41直径单位质量kg破断拉力8-5项SDJ-滚筒直径滚筒宽度牵引力比提升速度m牵引力比提升速度m井上下人员运送12m1ms300h。其主要技术参数见表8-6。表8-6乘人器技术参项1JCJ1.25-2绳轮直径3钢丝绳型号、直径6720.5147特光右交456最大静力和7功率转速8器9Z1 Z24矿井通风与安矿井概况、开拓方式及开采方矿井地质概况东坪煤矿位于山西省阳泉市管辖的盂县县城东南3km处一带。属低山丘陵地貌，4层（4号、8号、915号煤层大型矿井，服务年限为53.4a。本设计主要针对15号煤层。15号煤层为全发育全区可采之稳定煤层。主要斜的两翼倾角较大，平均5~14；轴部倾角较小，平均2~5开拓方式开采方法6.45m2.5m3.95m，采放比综放工作面，工作面长度为170m。采用单巷布置完全沿空掘巷。回采工作面生产能力为4240t/d，每日推进度为3.2m，采煤机选用选择MXA-300/3.5D型采煤机，设计截深0.8m，日进4刀，支架选择ZZPF4800/17/33F型双输送机低位放顶煤变电所、充电硐室、工作制、人数40082矿井通风系统的矿井通风系统的基本要求矿井通风方式的选区对角式中选择。下面对这几种通风方式的优缺点适用条件列表比较，见表9-1。 通风方式比初期投资较少，出煤较多，工业场地布置集中，广场保较小，比并列深，但长度并煤层较大（超井浅，或因地表大，无法开掘道 采用分列式通风，前期副井进风，北翼风井回风；后期副井进风，南翼风井回风。矿井主要通风机工作方式的选时，井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；比较，漏风较大。小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回把小窑塌陷区的有害气体带在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水带区通风系统的要工作面通风方式的选择输过程中所涌出的瓦斯，使进中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所：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，工作量大。“Y”形通风：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中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜有利于上下平巷安装机电设备，可特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷中回撤、安装、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，排放烟、煤尘速的情况；同时也需要在边界准备回风上山，增加了巷道的和掘进费用。段平巷、回风巷均要先掘后留，、掘进工程量大，故较少采用。矿井风量计1.2就是各用风地点的实际风量。采煤工作面只配计算的风量，两斜巷的风量乘以系数1.2顺而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起工作面所需风量的计算根据《矿井安全规程》规定，回采工作面回风巷中瓦斯的浓度不得超过1％。矿

Qai100qa Qai——iqa——i个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，1.853Qai1001.851.5277.5m

Qai60vai vai——第i个回采工作面风速， 温度20~23℃，取Qai601.519.151723.5m3/min43Qai482328m由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为Qai=1723.5m3/min，取Qai=1750m3/min。Qmin0.2560SaiQmax460Sai

则：287.25m3min1750m3min4596m3备用面需风量的计掘进工作面需风量Qbi100qbi Qbi——掘进工作面所需风量 ——掘进工作面瓦斯绝对涌 4241.856024则工作面需风量为：Q1000.5451.581.75

Qbi4 43则Qbi455220m/QbiQ扇15S Q扇——S——I——则：Qbi560 1785m3/min以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：Qbi785m3/min，取Qm3/min

Qmbi0.2560SbiQbi460

225m3minQ3600m3minQbi800m3/min符合风速要求，因此，取掘进面所需风量 800m3/min3同时掘进的工作面有两个，因此，掘进面总需风量为Qbi1600m/min硐室需风量 硐室需风量库其它巷道所需风量矿井总风量计算

QQaQbQcQd

Q 7701.11.25438.4

Q4NN——井下同时工作的最多人数，400

则Q44001.21920南翼为采区式准备方式，需要增加车场及各硐室需风量共330m3/min，根据9-风量分配根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以系数1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，分带斜巷的风量乘以系数。顺而下，直至确定进风井的风量。风量分配见表9-49-5。 期矿井总需风量一样。井巷风速验算结果见表9-5及表9-6。 ——64—8—8—8—8 ——84—8—8—6—6—8—8矿井通风阻力计容易和时期矿井最路线确②北翼通风时期的采煤方④南翼通风时期的采煤方副井1井底车场3轨道415201工作面运料斜巷615201工作815201工作 斜巷7 大巷5北翼风井中国矿业大学2012届本科生毕业设 第791234 789 9-2中国矿业大学2012届本科生毕业设 第80副井1井底3轨道大巷4西四采区下部车场5西四采区轨道615401工作面运料平巷715401工作面815401工作 平巷9西四区上山12西四采区回风行人斜巷13 大巷14南翼风井采采9-3中国矿业大学2012届本科生毕业设 第819-4中国矿业大学2012届本科生毕业设 第82通风时期路线①北翼通风时期路副井1井底车场3轨道415203工作面运料斜巷615203工作815203工作面斜巷7回风行人斜巷9大巷5北翼风井11346879346879 55图9-5北翼通风时期网络中国矿业大学2012届本科生毕业设 第83 23498图9-6北翼通风时期立体②南翼通 时

中国矿业大学2012届本科生毕业设 第84副井1井底3轨道大巷4西四采区下部车场5西四采区轨道615413工作面运料平巷715413工作面815413工作 平巷9西四区上山12西四采区回风行人斜巷13 大巷14南翼风井 图9-7南翼通风时期网络中国矿业大学2012届本科生毕业设 第8589726 图9-8南翼通风时期立体矿井通风阻力计算

hfeiLU

hfei——i——各巷道的摩擦阻力系数，N·s2/m4 Ns2LmUmSQm3/ Ns2LmUmSQm3/ Ns2LmUmSQm3/ Ns2LmUmSQm3/ 矿井通风总阻力计

1.1——考虑风有局部阻力的系数hfei——hfdi——矿井通 hme——矿井通风容易时期的总阻hmd——矿井通风时期的总阻力，Pah北me1.1623.79686.17Pa<2940Pah南me1.1815.72897.29Pa<2940Pah北md1.1976.461074.11Pa<2940Pah南md1.11353.531488.88Pa矿井总风阻和等积孔计算矿井通风总风阻计算：Rhh——矿井总阻力，Pa；A——等积孔，m2。北翼风路总风阻为： 686.1790.620.084N·S

南翼风路总风阻为： 897.29982

南南翼风路总等积孔： 897.29南北翼风路总风阻为： 1074.1190.620.131N·S南翼风路总风阻为： 1488.88982

3.29南南翼风路总等积孔： 1488.88南 总等积孔均大于2m2，总风阻均小于0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。选择矿井通风设选择主要通风机年限不小于5a。根据前面计算，用扇风机的特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风两个时期主要通风机运转时的工况点。由于本设计采用分列式通风，所以需深均小于400m时可以不计算自然风压。本矿井进、回风井标高相差不足150m，也都未超过400m，因此不计算自然风压，即hn=0Pa；

hsehmdhnhbhsdhmdhn

hse——通风容易时期主要通风机静风压，Pa；hsd——通风时期主要通风机静风压，Pa；hme——表示矿井通风容易时期总阻力Pa；hde——表示矿井通风时期总阻力Pa；hn——表示自然风压，本矿井hnh北se686.17050736.17Pah南se897.2905 9h北sd1074.11050h南se1488.8805 1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Q，用下式计算：

Qf1.1 Qf——风机实际风量，Qfe、Qfd分别代表容易时期和时期风机实际风量Q——风井总风量，m3/s3因此：容易时期Q北fe1.190.699.66m3Q南fe1.198107.8m3时期Q北fd1.190.699.66mQ南fd1.198

风量风压风量风压作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程hfrRr2确定；通风机特性曲线由选择的北 北 北容易时期 / 北 北 北南 / 南时期南

/ 北R北fdh北sd/Q2sd=1538.88/107.82=0.13N·S 北南 南 南2K58No.28型轴流式风机，在该风机的特性曲线上分别绘制北翼和南翼容易时期的风阻线，作图求出风机容易和时期的实际工况点M北1M北2M南1、M南2如图9-5所示。 角效率 角效率No.28型n=600r/min叶片数 hh No.28型n=600r/min叶片数 M南M南M南电动机选型

由于N北minN北max821040.790.6、N南 N南max1381730.800.6，但N北 N南max821730.470.6，因此南北两翼风路需各选用一台电动机

NeNmaxke/(etr e——电动机效率则N北e1041.20.920.95南 1731 南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 主要通风机附属装置，如风硐、、防爆门以及反风装置等。反风装置就是使正常反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘安全的预防措险，设计利用先进技术装备，建立井下环境安全系统，对瓦斯、煤尘、自燃发火等灾害进行早期预测、预防的综合治理措施，切实防止这些的发生。预防瓦斯的措严格掌握风量分配，保证各工作地点和机电硐室有足够的新在工作面以及与其相互连接的上、下顺槽中设置瓦斯仪，监测中的瓦煤尘的防治措施火灾的预防措施对各工作面及采空区进行束管检测和电子计算机，及时掌握自燃征候和情水灾的预防措施④打开煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透 其他安全措施10-112层13m456d班278a9amm低mm个1个0mmm个2mm3/元专题浅埋煤层保水开采综述：随着我国西北煤炭工业的建设，神东煤田的开发强度日益加强，神东矿区现台阶下沉，这就导致赋存在岩层上方的水涌入工作面造成矿井水灾，同时水流失导致矿区生态环境，植被破坏。本文总结了目前浅埋煤层保水开采研究的各项理论：ReviewofWaterResoucesPreservationinShallowSeam:With'scoalindustryconstructioninnorthwest,thedevelopmentofShendongminingareaisstrengtheneddaybyday.Shendongminingareabelongstothedroughtandsemi-aridregion.Thecharacteristicsofthecoalseaminthisareaisburiedshallow,thebedrockisthin.Miningstratacutdownonthewholeandappearstep-sink,leadingtominefloodcausedbythetopgroundwateroccurrenceintominingfaceandlossofgroundwatercauseecologicalenvironmentdeteriorationanddamagetovegetationinminingarea.Thispapersummarizesthecurrenttheoryresearchresultsandengineeringpracticeinwaterprotectionofshallowseammininganddrawtheconclusion:thekeytoprotectwaterinshallowseamminingistoliekeylayernotbedestroyed.Withthedevelopmentofresearch,thequestionofwatershallowseamminingwillbesolvedstepbystep. Theshallowseam;Thewaterprotectionkeylayer;Rockstratacontrol;Waterprotectionmining12300I000m以内的煤炭1400多亿吨，单单境内规划开发的神府煤田，相当于50个山西大同矿区，110个抚顺矿区，已探明储量最大的煤田。随着国家加大对陕北地区煤炭资源的开发规模，的神木、新民和等地埋藏深度小于100m的浅埋煤层。该区煤炭储量丰富、煤层埋藏20003000万吨左右上升到20081。55亿吨。在资源开发的带动下，陕北经济得到飞速发展，然而随之而来的却是无可恢复的环境负效应的产生。观测表明，陕北矿区煤层开采过程中，上覆基岩一般全厚切落，基岩破断角较大，工作面上覆基岩只形成冒落带和裂隙带，且直达地表，这给陕北矿区带来性的危害主要现为①煤上覆层完性到严重坏，次地质；破坏水煤资源的共生关系，改变矿区水资源循环条件，使陕北地区水进一步加剧；③矿生态背煤炭开采对水资源的影境而言，是一种破坏性很强的开采方式，普遍造成采空区塌陷，破坏了水下部的不透水层，扰乱了含水层结构，致使水大量漏失。煤炭资源开发对水资源的影响主要反映在水位、水流场、泉流量、河川径流量和水水质的改变。采煤对于水的影响主要发生在两个时期，采前的疏干或输水降压工程，采动过程水裂隙垂直渗漏，形成矿坑水。上述两种活动致使水位严重下降。3m610。57185队曾对大柳塔煤采后，乌疏干，水位下降到基岩面以下。大柳塔以外的其他开采区域，水位也普遍下降，下降幅度8一12m。本次也发现不少民井水位下降严天然状态下，大气降水首先入渗补给乌含水层，之后在水力梯度场的作用下补给泉水，水在此过程中形成稳定的天然流场。煤层开采过程中，导水裂隙打通含水层与采空区之间的通道，水向采空区排泄，水位等高线向采空区一侧倾斜，形成了以采空区为中心的降落漏斗。图2-6是大柳塔煤矿201工作面在开采前后水流场演a煤层开采前流场 b煤层开采后流场图1-1大柳塔矿区201工作面开采过程中水流场变化图煤层开采前，水在水力梯度场的作用下缓慢向泉口移动补给泉水水，煤层开采过程中，采空区煤层上覆岩层发生冒裂，当导水裂隙带导通含水层时，水流场不断发生变化。开采形成采空区时，水将沿着煤上基岩裂隙流向采空区，最终形成了以采降之势。表2-5为陕北风沙滩地区煤炭开采对泉影响的实际情况。（km2（m3/s（m3/s00分重要的意义。煤炭资源开发使区内水位大幅下降，造成区内河流的补给量减少，从7200075天，2001106天，2002425日开始断采煤对水质有一定的影响，通过对榆神府矿区石圪台煤矿矿坑水取样进行水质分体污染（图2-8。表2-6榆神府矿 绿色开

对环境和其他资源的不良影响；基本是控制或利用采动岩层破断运动；目标是取得经保水开保水开采是绿色开采体系中针对水资源保护而一种理念，通过对水体起关键保水开采的若干断，在该区域内水将形成下降漏斗。随着工作面的推进，上覆岩层中的裂隙被重新压实、闭合形成新的隔水带水位的进一步下降。若有隔水带，则随着雨水的再次补给，下降漏斗也将随之。而它对地面生态的影响则决定于漏斗形成与的时整，以满足保水开采的需要。浅埋煤关键层理浅埋煤层关键层分24种:1图 稳对工作面矿压显现与地表沉陷都有直接的显著影响，尤其是对工作面矿压会造成严重图 （b12032层硬岩层，由下往岩为主关键层，硬1与硬岩2之间产生复合效应并同步破断，形成了复合单一关键层上煤层已采单一关键层结构（2（c））是指浅埋深两近距离煤层间的岩层中存在13712断后121212煤之间5.64m的关键层便成为主关键层，形成上煤层多层关键层结构（图2（d）是指开采煤层上方有多层关键层，有亚关键层和主关键浅埋煤层单一关键层结构破断失稳特征 利用砌体梁结构的“SR”稳定理论可以对神东矿区浅埋煤层开采覆岩单一关键层结构 hh (tan sin) 30

hh1为承载层所负载荷岩cg为岩体的体积力 为砌 悬露岩块断裂后的回转角tan由式（1）可知，要想关键层稳定、不发生滑落失稳，关键层和基岩层的厚度之和必须满足此。当模型中关键层的厚度、关键层的抗压强度、岩体的体积力、岩体间的摩（1不能承担载荷，而将所有岩层载荷作用于下部煤层的单一关键层上，即h1过大使得单一关键层破断后的砌体梁结构不能满足式（1）砌体梁结构的滑落失稳条件。如活鸡兔井21304工作面开采1212煤层已开采，工作面覆岩关键层结构类型属于压显现，在30～78号支架间发生了端面冒顶和台阶下沉。对应于井下工作面冒顶位置的21304工作面采到以前存在较明显的台阶下沉，说明上部12煤层开采后其上覆关神东矿区浅埋煤层覆岩关键层结构类型的判别方法75～85°，载荷传递系数取值图 突水防治和水资源保护的目标选定为对隔水关键层完整性的保护，也即控制不形成突。图 采动覆岩裂隙发育规律与隔水采动覆岩裂隙与隔水性海湾煤矿3# （1（b a裂隙带未贯通时隔水层稳 b裂隙带导通隔水层失12a上行裂隙和下行裂隙未导通隔水层 b上行裂隙和下行裂隙带隔水层图2采动覆岩上行裂隙带和下行裂隙带模型照上行裂隙带发育高区，该区域拥有最大下沉梯度和曲率。这与前学者格维尔茨曼根据大量实例的研究结论一致，他得出全部跨落法采煤时导水裂隙带顶部岩层的极限曲率K与导水裂隙带高度HT的关系为K T

H2(cotcotq0为岩层最大下沉系数m03为充分采动角

cotHT

0.71.1系，表现为：软弱顶板为8～12倍采高，中硬岩层为12～18倍采高，坚硬岩层为18～28倍采高。根据大量的模拟研究和实测验证，得出榆神府矿区部分矿井覆岩冒落带、裂32111203～3井无弯曲下沉带，榆树湾有一定高度的弯曲下沉带，陕北浅埋煤层导水裂隙带发育高度一般为18～28倍采高。12高度增加的幅度却越来越小。等厚度的第2，3和4分层开采的导水裂隙带高度增量分1/6，1/121/20。第一分层的开采导致的导水裂隙带高度最大，保水采煤时第一分采动地层弯曲下沉将导致地表（下沉岩土层的上表）存在拉区，产生自上而下的下行裂隙（3。地表最大的下行裂隙（缝）O形环绕。才产生裂隙；塑性小的砂质黏土，拉伸