往年设计参考08级采矿083泉店

目 地 表1-3-5各可采煤层发热量 2、开拓与开 2.1境 4开 分 井 大 井下..........................................................................................................................................................概 系 0引 结束 LOCATIONOFSTUDYAREAANDPANEL 引 结 致 市境内。地理坐标为东经113°35′20″～113°39′51″，北纬34°02′44″～34°05′56″。21km16km。区北部有许昌～神垕地方铁路穿过，禹州市～31107国道和京珠高速公路相

本区属于淮河水系，较大的颖河在本区西缘流过，河谷宽约300～50m，河曲十分发820日，最低水位标高+102.12m（195364日，192981269%310.6mm（1967710日～13日。最大风速19m/s，多为东南风，最大冻土深度为18cm。4据禹县县志记载，公元前5年～1966年，禹县曾发生过14次，其中大的有3次。1972年～1980年初，禹县台测出轻微9次，强度1.3～2.6级，对地面建筑无影响。本区属低于裂度6度区。1、条北部有许昌～神垕地方窄轨铁路穿过，至许昌市与京广铁路相接，地方铁路局正在进行改准轨工作。禹州市～31107国道和京深高速公路相连，禹州市与新郑市、登封市、郏县、襄城县均有公路相连，交通方便，矿井地面拟接轨于计划改准轨的许昌～神垕线上，条件可靠。矿井双回路电源分别引自距矿井8km的岗杨110kV变电站和距矿井16km的灞陵内有110kV变电站多处。矿井供电电源可靠。200m以上，水质好，不易受污染，受季节以断层为主，局部伴有小型褶曲，地层北西，倾向南西，倾角15～30°。整个煤田主体构造形态呈宽缓的北西的背、向斜。层为第三、四系，覆盖层厚度250～910m，具有随煤层埋深增加而增厚的特点。现将发育11）下统块灰岩，底部为紫红色砂、砾岩。与下伏震旦系马鞍山组整合接触，厚66m。厚124m。2）中统①毛庄组（∈2m：紫红色页岩，夹薄层灰岩、粉砂岩、细砂岩。厚92m②徐庄组（∈2x：灰色薄～中厚层泥质条带状灰岩、白云质灰岩、豹皮灰岩，中部为灰岩、页岩互层，底部为钙质粉砂岩夹薄层海绿石砂岩。厚114m。厚59m。3）上统①崮山组（∈3g：灰色厚层鲕状灰岩钙质白云岩、钙质白云岩，底部为深灰～黑色白云岩。厚189m。②长山组（∈3ch：浅灰色厚层白云质灰岩、白云岩、鲕状白云岩，顶部为灰黄色薄层泥质灰岩、砂质页岩和泥质白云质灰岩。厚64m。石炭系触。厚55.06～120.40m，平均106.0m。ML，10.00m该组厚83～106m，平均96.0m。L4L1～L4四层深灰色隐晶质灰岩和砂质泥岩、局部具细粒石英砂岩，一3、一4煤较稳定，均不可采。本22.00m。云母，砂质泥岩常具鲕状结构。砂岩位于上部，以局部含多量大白云母片为特征。本39.00m。常有一层灰黑色致密状海相泥岩，含灰黑色生物碎屑铁质岩。本25.00m。二叠系下统山西组（P1sh：顶界止于砂锅窑砂岩（）6328～.4m840m～～13煤局部可采。顶部泥岩具紫斑和鲕状结构，俗称―小紫‖。二1煤顶板大占砂岩（Sd）下统下石盒子组（P1x：顶界止于田家沟砂岩（St）底面，分为三、四、五、六煤段，与下伏山西组地层整合接触，大部不同程度剥蚀，厚0～388.04m，平均7平均厚78m。76煤局部可采。底部砂岩（S4）本稳定。本段平均厚93.00m。白色、浅灰色的中～97煤偶见可采点，煤段顶、底部部分具紫斑，普遍含鲕粒。本段平均厚82.00m。42煤偶见可采。煤段上部和下部泥岩紫斑发育。本段平均厚85m。s：好的标志层。与下伏下石盒子组整合接触，区内残存厚度28m左右。本新生界地层为新近系和第四系（R+Q）地层，与下伏上石盒子组地层呈角度不整合接触。平均厚度470m。红色泥岩、砂质泥岩，含钙质结核。平均厚度250m。3～4层厚层砾石，含钙质结核；下部由三层砾石和黄褐色厚度220m。179310.09m14孔，9128实测米；地经历次勘查，全区进行了二维勘查，首采区进行了三维勘查，充分发挥了地震勘查的技术作用，和钻探相互验证，互为补充，提高了勘查的可靠程度。全共施工钻孔39个，工程量27634.28m（其中以往22孔，15023.25m；勘探15孔，1125.48m2个，1355.55m2.17个钻孔。综合评价，本序序柱真厚1泥234泥5泥6泥78二39泥泥二1.2.2EW向断层有DF04断层。中部的DF04断层把本区分为东、西两个断块。区内未发现1）时庄向斜：位于西南部，展布于泉店南的沟头刘、易刘、乔王一线，延伸长20～30°180mDF0410及L1测线控制，控制程度可靠。表121主要断层情况一览表最大落差N1201孔、副检孔、13013、水文地质边界条本位于背斜南翼岩溶裂隙水浅埋区内、区域水弱迳流带上。南部边界南关正断层落差300～1000m，致使南缘相对富水的寒武系地层与区内煤系地层对接，为井田的南部供水边界；西部边界落差大于400m的前正断层，将富水性相对较强的寒武系地层深埋，而使区内煤系地层与富水性相对较弱的新生界地层对接，形成西部相对地表水属淮河水系，区内水体较少，兴源铺～～乔王～纸张一带属区内地表m3）是本区的最大地表水体，位于煤层露头附近，下距可采煤层垂直距离不足300m，其1煤层顶板砂岩裂隙含水层；石炭系太原群上段灰岩岩溶裂隙第四系砂及砾石孔隙含水层（组HCO3–Ca•Mg0.347～0.499g/L70～99，最号民井）资料，该含水层厚度7.2m，顶板埋深9.8m，水位标高+116.88m，水柱高度11.55m1.52L/m•s4.8m/d。该含水层是当地居民生产生活和11010.18L/s•m，69.82mg/L，PH8.05，说明该含水层具有一定富水性，对矿井浅部（特别是煤二叠系下石盒子组砂岩裂隙含水层（组但在四6煤层露头附近或其浅部开采时，应特别注意上部水的补给。132～6层细—31.69m13～24m18.15m，砂岩裂隙不发育。据、和副井检孔等三水位标高+112.63～+115.56m；水化学类型为HCO3•SO4–Ca•MgHCO3•SO4–K+Na型，0.618～0.663g/L0～177.58mg/L，PH7.72～8.27，属富水性弱的裂隙为二1煤层底板直接充水含水层。主要由厚度5.24～24.43m（平均14.28m、多为三层，局部合并为一层（6–1孔）或分成5层（1301孔）的L7～L9灰岩组成，全区较稳定。 和1601三孔抽水试验结果，该含水层单位涌水量0.0187～0.28L/s•m，渗透系数0.09214～0.7988m/d，水位标高+113.80～+122.12m；水化学类型为HCO3•SO4–Ca和HCO3–Ca•Mg型，矿化度0.530～0.640g/L；永久硬度110.45～180.08mg/L，PH值7.44～8.15124.02m3.79～26.88m、多为三层局部合并为一层（1301孔）L1～L4灰岩组成。全位涌水量0.0362L/s•m，渗透系数0.857m/d；水化学类型为HCO3–Ca•Mg型，矿化度0.232～0.389g/L，PH值7.0～7.3。属富水性弱、且不均匀的岩溶-裂隙承压水。下段灰岩距二1煤层底板约90m。本区有两孔寒武系含水层，最大厚度4.66m(1301孔)，其顶面标高–537.66～581.11m212m。岩性为白云质灰岩。据该段与04断层带混合抽水试验，单位涌水量为0.048/•m，渗透系数0.1025md；水化学类型为HO3•S4–a.641g/，PH8.19。属富水性弱的岩溶孔隙承压水。因该含水层的水具有较高的水头压力，考虑其区域富水特征，在断层带附近或煤层底板隔水层薄弱处进行煤层开采时，应注意防范突水事故。DF04等断层断裂带附近。因断层的错动而改变了含水层间的接触关系，本区主要发育近SN和近EW向的高角度张性正断层。内构造简单，断层较少，6、水的补给、径流及排泄条本在区域上位于岩溶-裂隙浅埋区内，就本而言，水于北部隐覆露头区处接受浅部水的补给，而后由北向南、由浅而深在内迳流。当遇南部边界南关断层时，部分水沿断层带上升而排泄到浅部含水层中，部分沿断层带继续向东南表1-2-8泉店全区大井法正常矿井涌水量计算地面地势平坦，新生界地层厚度250m～910m，本整体为一北西、倾向倾角10～29°，一般24～26°。中部的DF04断层把本区分为东、西两个断块，区内未发现岩浆活动迹象。本区构造复杂程度为中等。内二1煤层全区可采，主要可采煤层14.3%22~31.55MJ/kg30.28MJ/kg，为低中灰、特低~低硫、特高热值、易1 二1煤层赋存于山西组下部，上距砂锅窑砂岩（Ss）49.18～67.90m，平均58.80m。下距L7石灰岩34.65～58.28m，平均46.12m。煤层直接顶板以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，偶为细、中粒砂岩，偶具炭质泥岩伪顶；底板以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，局部为细粒砂岩，偶为中粒砂岩，偶具炭质泥岩伪底。区内32孔穿过二1煤层层位，层位稳定，除泉7孔为废点、 煤点受断层影响外，29点为正常煤厚点。煤层煤层厚度0.22～0.46m，二1与二2煤层间距0.831 间变化趋势，大于8.0m的特厚煤区分布在中部和西部，小于1.30的薄煤区仅在度变异系数（r）为39.3％。煤层稳定程度为全区可采的较稳定型煤层。表131主要煤层、标志层间距一览表二二四二01煤层为黑~灰黑色，条痕为黑～1煤层以粉粒状为主，次为粉状、表132各可采煤层视密度、真密度、孔隙率一览表1煤类无机组分主要为粘土矿物，次为碳酸盐矿物和微量硫化物矿物。粘土矿物呈133各可采煤层半工业分析结果表 Mad(Mad(55灰分各煤层原煤干燥基灰分结果见表1-3-3。二1煤原煤灰分7.14～33.21%，平均灰分14.3%。依据原《GB/T15224–94》，二1煤属低中灰煤，局部属中灰煤；经1.4密度液洗选后，原煤灰分明显降低，二1煤平均降灰率为53.3%。挥发分硫分1.0%0.5%1-3-4。依据原《GB/T15224–94二1煤属特低硫～低硫分煤。煤中形态硫（%原浮dd％；；平均镉0.5～1.1mg/kg，平均0.93mg/kg。发热量原、浮煤干燥基低位发热量见表1-3-5。表1-3-5各可采煤层发热量原煤浮煤平均8.1。二1煤属于中等～强粘结煤。二1煤随煤样粒度的增大，产率降低，灰分增高。1煤煤粉＜0.5mm筛分试验结果表明：煤粉粒度以<0.045mm的粒级为主，占煤粉产率的27.28；煤粉随粒度减小，灰分降低。二1煤浮煤产率以小于1.5密度级产率为主，产率大于75%。按照易选～9.0%1煤可选性属易选—较难选。钙、三氧化二铁和三氧化硫，合计含量为19.46%。化温度＞135℃，依标准《MT/T853.1–20001煤属较高软化温度灰。表136二1煤灰粘度试验表温度结指数（G）值、胶质层最大厚度（Y）值、膨胀度（b）为主要指标，辅以镜质组最（CRC11煤由西向东从白庄、兴源铺、高王、以北为焦煤，以南为瘦煤。根据对本区各可采煤层主要煤质特征、化学组成、工艺性能等的分析，1煤为低中绝对涌出量0.45～2.48m3/min，为低瓦斯矿井。DF041202孔～4ml/g，煤层上覆基岩保存厚度小于4ml/g1202、8003、8004、10–2、7003、6–2孔煤层上覆基岩保存厚度大于300m，为沼气带。煤层均具有煤尘性。等级分类判断。本区二1煤自燃倾向性等级均为Ⅲ级，均属不易自燃煤层。平均地温梯度在1.57～2.86℃/hm之间，低于3℃/hm，故本区绝大部分属地温正常区。2、开拓与开2.1境泉店是禹州煤田详查区的一部分，西以前断层（F82）为界，东具体范围由资源部资矿划字【】号文的12个边界拐点坐标圈定（见表2-1-1。东西长约7.0km，南北倾向宽约1.8～3.0km。211井田边界拐点座标表172839456 水平面积：通过CAD计算命令在CAD图纸上计算得S .69m2约1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计地质块就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图2-2-1所 ZmrScos S——块段面积，m2m——煤层平均厚度，mγ煤层的容重，1.4表221煤层地质储量计算倾角煤厚储量总储量1123456331332，经分类得出的断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。

探明的资源量控制的资源量

经济的基础储量边际经济的基础储量次边际经济的资源量

推断的资源量 济基础储量按90%、10%分配，次边际经济基础储量不计。k 边界保护煤柱按泉店煤矿实际情况取30m，则用2-3计算边界保护煤

PjHLm

H——边界煤柱宽度m——-Pj—— .32037.81.4中断层煤柱按泉店煤矿实际情况取30m，则用2-4计算断层保护煤柱PiHL1mL——断层长度，5372.6m——-Pi——

条，工业场地占地面积指标见表2-2-2。表222工业广场占地面积指标表-1.5Mt/a2-3-118ha。425m425m24.75°，其中岩移动角见表2-2-3。表223岩层移动角 带入2-5计算工业广场保护煤柱损失Pg

ZZP

Zk——矿井可采储量，145.71Zg——矿井的工业储量，170.157MtP——保护工业场地、井筒、境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，23.377Mt；且为主采煤层，因此带区采出率选择0.8。根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用―三八制‖作业，两班生产，一班检修。倾角24.75°，属缓倾斜煤层，技术条件成情况下能较容易发挥工作面生产能力。T

AK

T——ZK——矿井可采储量，145.71Mt；A——设计生产能力，1.5Mt/a；K——矿井储量备用系数1.4。1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，由于地质条件较复杂，矿井储量备用系数选定为1.4。T

2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，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3-3-1。表331我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限万/t·a-1————.4开（1）执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条要建立完善的通风、、供电系统、创造良好的生产条件，减少巷道量，表411各井筒形式优缺点比较及适用条件时，井筒容易施工④井筒通风断面大，能满足泉店矿为深井开采，煤层倾角较大15°~30二1埋深由于面积不是很大，切本矿属于低瓦斯矿井，决定采用并列式通风。矿井只⑧两翼储量基本平衡①工业场地位于及储量中心，便于两翼均衡开采②工业场地所在地无村庄，不需拆迁，可降低投资、缩短建井工期④工业场地两侧首采块段勘探程度高，煤层赋存条件较好根据条件和《煤炭工业设计规范》的有关规定，本可划分为3个阶段，设3存于-300m~-1050m之间，阶段垂高达到900m，因此需布置两到三个个水平方可。煤柱线的位置，将沿划分为两个块段，DF04南侧煤柱线至东边界划分划分为10°左右，所以将东翼块断内分别划分为五个采区，一个带区；DF04北侧煤柱线煤柱线至西边界划分为西翼块段，块断内因大部份煤层埋藏较深，倾角较大，不宜采用盘区和带去开采，有一小块断内倾角较小10°左右，所以将东翼块断内分别划分由于矿井为低瓦斯矿井，布置一条轨道大巷，一条胶带大巷，共两条，各条大巷位于，沿布置为-108035m的岩层中。东翼块断的第一水平采用上下山开采服务，第二水平采用平设在标高为-50035m的岩层中；第二水平设在标高-75035m的岩层中；第三水平设在-108035m的岩层中。西翼块断采用两水平采区上山开采，部分倾角设在标高为-50035m的岩层中；第二水平设在标高-75035m的岩层中；第三水平设在-108035m的岩层中。西翼块断采用两水平采区上山开采，部分倾角较用立井直接延深，由一水平标高延深致-900设置第二水平，东翼块段第一水平上山开采，难；方案二采用暗斜井延深，由一水平标高延深至-1080设置第二水平，东翼块断第一水表4100时间000表4100元时间时间00表4100时间00表4100时间时间004-6表46四方案粗略比较汇总表4100000时间表4100000时间表4-1- 方案一与方案三详细比较汇4-1-7~4-1-9可知方案一后期基建费、生产费用、总费用都比方案三的低，但开采倾角较度很大，后期随着矿井向下延伸下山开采的难度将越来越大，考虑到本矿1t1t矿车双层四车宽段壁厚1400m。井筒断面布置如图4-3。6.0m28.27m236.32m2，基岩段掘进断布置如图4-4。 4-2-1表4-2- 主井井筒特征1.56.5 61533.1844.1844.18 4-2-2表4-2- 副井井筒特征井型1.5井径7.2井深625井积40.17500mm表土壁厚1000~1400mm66.4778.544-2-3表4-2- 风井井筒特征28.2736.3250.26井底车场是连接矿井只要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和根据《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方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，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环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。石、大巷材料及设备辅助采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图4-2-4。1 2 871-主井2-副井3-轨道大巷4-胶带机大巷5-井底煤仓 变电所7-水 9-10-11-12-水泵房图4-2-4井底车场平面图大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长。辅助采用MG1.7-6A型14500×1060×1550151t矿车组成。节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把变电所和水泵房布置根据水仓的布置要求，水仓的容量为QS 式中 B1abd1d2 B1——轨道大巷宽度，mm；c——电机车的间距，250m。 此巷内有钢丝绳芯胶带机煤炭，设有1200mm宽胶带输送机，一侧设有 B2ab d——胶带机宽度，d1＝1200+320mmB2＝840＋1200＋320+840＝3200mm胶带机围岩度锚杆长净掘宽高距锚深岩0围岩掘进工程量铁岩围岩锚杆长净掘宽高距岩个铁岩带输送机大巷和辅助大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机，辅提高巷道围岩强度，防止围岩强度，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40~100kg，劳动力消耗比拱形支架减少60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。二采区2201工作面为首采面，设计如下：长1800m。设计首采区（西一采区）位于西北部，由井底车场至大巷1600m处。均为20.75～30.25°，煤的容重1.4t/m3。0.00～6.08m3/t1.16m3/t1煤层瓦斯含量为0.05～5.68m3/t，该带区属于低瓦斯采区，各煤层多为粉状煤，均具有煤尘性。本区二1煤自燃倾向性等级均为Ⅲ级，均属不易自燃煤层。顶板：伪顶在内零星分布。直接顶板以砂质泥岩，粉砂岩为主，约占全RQD值在50～91.4%。度0.67～2.80MPa，RQD值在26～94.4%。部变化较大，煤层倾角平均24.75°，总体呈倾斜。经初步勘探DF04断层将分割为东西高+105～+125m，地势北部稍高，南部稍低，冲沟较发育，深度一般不大于10m。m。大巷布置也在煤层底板稳定岩层中，辅助采用1.5t固定式矿车。9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条区段平巷，一侧布置一条：一条进风兼运煤，一条回风兼辅助。结合煤层赋存情况，首采区位于西翼，大巷的北侧；长平均3770m，倾向长平均488m，平均煤8.08m150~250m之间，高为3.5m。所以区段宽为：B=200+4.5+4.5+15=224（m。首采区为西二采区，然后依次开采西二采区、西四采区、东一采区、西六采区、2201工作面，然后依次开采下采区内区段平巷铺设B=1200mm的胶带输送机，煤炭经溜煤眼再经过上山胶带机到达采区下部煤仓，再由胶带机集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；采区内辅助采用矿车，材料车从井底车场出来，经轨道大巷、采区下部车辅助系副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车场→区段回风12图5-1通风系统路线大巷、轨道大巷、轨道上山和上山均沿煤层底板掘进，投产前开拓和准备期22016寸管路，在其回风平巷低洼处建一水窝，水由工作面排支护相配合；部分巷道采用掘巷道快速掘进技术，主要通过实现掘工艺中掘、支、运三大工序的深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提深孔、锚杆成套支护等。A330HLanC 式中A0————煤层容重，t/m3；L——工作面长度，m；a——采煤机截深，m；已知：H1=8.0m，=1.4t/m3，L=200ma=0.6mn=4，C0=0.93 A(BB)mTC 式中A1——准备掘进和端头生产能力，Mt/a；m——煤层厚度，m；T————已知：B1=4.5m，B2=4.5m，m=8.0mT=1800m=1.4t/m3，C1=0.70，将各值代入（5-2），可得： A=A0+ 式中A——采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量×100%采区内工业储量为：20.92采区内实际采出煤量为：16.6116.61/20.92×100%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.75，中厚煤层巷相联系，故采用逆向平车场。上部车场如图5-2所示。

5-2r绕道式中部车场，由轨道上溜入运煤上山中。中部车场如图5-3所示。5-3大于12°，且顶板围岩条件比较好，故采用顶板绕道式，起坡点落在大巷的顶板。其优点5-45-45-5采区轨道上(下)表51巷道特征断面 净度排间距图5-6采区上(下)表52巷道特征断面 长净表61可采煤层特征m°mmm6-1，其煤层赋存条件较好，地质条件也较为相对理想，所以该150~250m，但由于综采设备的改进，管理作面可以适当加长。本采区设计工作面的长度为200m。 煤能力；二是与工作面连续推进长度相匹配的准备方式、回采巷道掘进通风能力、巷综放工作面的长度一般不宜小于1000~1200m。高产高效综放工作面连续推进长合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：V0=0.6×4×330=792m/a。板来装入溜槽；放顶煤借助地压破煤，局部放或注水破煤，煤体自重落装入后刮板输送表62工作面关键参数煤厚倾角ZC92—ZZ47的配套设备。三机号见表6-3。MXA-300/3.5W型采煤机主要技术特征见表6-5。SZZ764/132型机主要技术特征见表6-7。PCM110Ⅱ型破碎机主要技术特征见表6-8。SSJ1200/M型带式输送机主要技术特征见表6-9。表6-3三机表6-4FYD400-26/32型支架主要技术特mmm°mt表65MXA30035型采煤机主要技术特征m°m量1台Vt表66SGZ764/320型刮板输送机主要技术特征mmV表67SZZ764/160型转载机技术特征 型-mm链-V-质t表68PCM110Ⅱ型破碎机技术特征项目 型号--个4机-V质量t表69SSJ1200M型可伸缩带式输送机技术特征 型-m带-V-m质tg=9.8×k×H×r×cosα×103 式中g——顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa；H——工作面的采高，3.0 由计算数据可知所选支架支护强度符合要求则：P0=75%×4234kN=筒5~10m和10~15m。前后滚筒间留设有一段底煤如图6-1（a）所示；至输送机直线段为止。然后将输送机移直如图6-1（b）所示；煤；如图6-1（c）所示；正常割煤，如图6-1（d）所示。6-1②回风及顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保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，防有明显错差（不超过顶梁侧护板高的23200mm。300mm之间；移架过程中要32台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。顶板及矿压观测措工作面及顺槽巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工工作面支护设计采用FYD400-26/32支撑掩护式支架。移架方式采用依次顺序艺强，有利于排头支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。表610ZTZ9800/17/35型端头支架主要技术特征重量20m超前支护，为三排支设，离工作面柱，柱距0.8m；另一侧距煤柱0.25m20m一排单体柱，柱距0.8m。②区段平巷的超前支护：从煤壁线向外20m超前支护，为三排支设，离工作面柱，柱距0.8m；另一侧距煤柱0.25m20m一排单体柱，柱距0.8m。,口靠煤柱打一排柱距为1m的戴帽点柱（用单体柱。①超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人格柱帽。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，班联络巷道内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。18～10m15m12m为宜。2.采煤机割煤深度和放煤步距 放煤步距为0.6m。3.工作面实行―三八‖作业制，即两班生产，一班检修。采煤机双向割煤，追机作业，上m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.6m（62）工作面原煤产量的式中V0——

X——每天循环进刀数；4D——截深，0.6m工作面长度，200m；—煤层厚度，7.80m；则：V0=330×4×0.6=792（m/a）A= 式中A——t/年；工作面采高控制在7.8±0.2m。3~9m追机作业，并及时伸缩前梁，打出护帮板，需要时可于采煤机机身处移架或超前支护，移架步距为0.6m。10~15m左右，其弯曲段长度放顶煤：合理确定放煤步距，选择―一刀一放‖―见矸关口‖1/3―见矸关口‖10~15m左右，其弯表611工作面劳动组织2226机51225244212111322266-26-26565作面长/m作面长/m 0 移支 移输送 放顶 设备检 则：吨煤工资成本=120×0.013=1.56（元/吨）

原始价格残值清理费服务年限330产量

式中a5%各种设备的年折旧费见表6-12。表612机电设备折旧11机111111合d.电费吨煤动力用电消耗=电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/ 式中L——工作面长度，200m；M——煤层厚度，3.6m—煤层容重，1.4t/m3；d——循环进尺，0.8mK——工作面回采率，取0.95。每个工作面的循环产量=×/循环产量式中照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电，取400KW。代入得：吨煤照明用电消耗=400×2/766.08=1.044（kWh） 式中单价取1.0元/kWh。则有：吨煤电力费工作面吨煤成本（C）=设备折旧费（C1）+工资费

代入则有：工作面效率表613主要经济指标序名单指备1m23m4m5°6m7%8m9刀4mt人―三八‖煤、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15°时，支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放松动1.5厚的老顶；的胶带机运煤，布置动力电缆；区段回风平巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管区段平巷支护（见采煤方法图各平巷断面形状及支护特征均相同：为锚网索组合钢带支护，矩形断面。区段平面15.75m2。区段回风平巷和区段平巷断面特征如图6-3、6-4所示。WΦ22mm2.4m，左旋无纵托盘：采用拱形高强度托盘，规格为150×150×8mm。破断力230kN，锚杆间排距800mm；锚杆长宽高锚杆长宽高煤6-4表615区段回风平巷断面特征锚杆宽高煤根据泉店矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助采用作面煤炭采用胶带机连续不间断，大巷采用胶带机运煤。针对西二采区具体井型为1.5Mt/a。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 小时，矿井11煤层为一稳定、结构简单的厚煤层。全区稳定可采。1.16m3/t左右，最大为6.08m3/t；煤尘具有一定的性和自然发火性采区内布置一个工作面、一个面保产，设计综放工作面日产量5241.6t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工综合以上所述，设计采用蓄电池机车牵引3t底卸式矿车运煤。合其他矿井的成功经验，设计采用蓄电池电机车牵引车矿车将支架等设备到各采区 综放工作面→区段平巷→溜煤眼→采区上山→采区煤仓→大巷→主井掘进工作面→掘进面皮带巷→溜煤眼→采区上山→采区煤仓→大巷→主井分仍需运出矿井。其系统如下：必须使上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性，要采必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否经济、合理等机型号为PCM110Ⅱ；区段平巷可伸缩胶带输送机型号为SSJ1200/M。各设备技术特送机(又称U型带式输送机)，其基本技术指标见表7-1。表71深槽带式输送机技术特征 单位数目°°3设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为218.4t/h，工作面刮板机生产能力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能力基本上大于或等于前面设备的能力，故所选设备能满足要求。辅助设因为本煤层的倾角较大，为了让全矿方式尽量简化，采用采区与大巷相同的辅助料车、3t和16t平板车及人车输送人员。各设备技术特征如下：表751t固定式矿车技术特征 单位数目-t1表7- 3t平板车技术特 单位数目-t3表7- 16t平板车技术特 单位数目-t表77材料车技术特征 单位数目-t1表78人车技术特征 -人°3m8m8场设溜煤眼，采区上山布置深槽带式机。在采区下部车场设置采区煤仓，大巷仍然采用深槽带式输送机。带式输送机技术特征见表6-9。由于上述新型辅助设备代价高，对地质条件要求严格，因此本矿井设计轨道大巷采用和采区辅助相同的方式。井下大巷辅助机车及车辆特征如下见表2200m3m/s，采区上（下）1m/s，装卸载、调车和等车时间取3min，牵引车每班可运行约5次，所选电机牵引车2辆，每班能力为75t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的要求。表79矿井各类矿车数量表22110.5100.5551小备总123每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。 个1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。表81箕斗技术参数 型-tｍt表82多绳摩擦式提升机技术特征表 型号—ｍｍ3ｍ数量条4间距ｍ表83钢丝绳技术特征项单数-中大小NN-321.21t/h21m1200t。各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56t/h70。选择罐笼型号为GDG1/6/4K，落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.25×4（）A，钢丝绳等具体参数如下：表84罐笼技术参数表 型号——型—车辆4人t根2数根4直8-5 型号—ｍｍｍ数量条4间距ｍ8-6 型号—钢丝—8-7 单位 型—NN总N低，冲沟较发育，深度一般不大于10m。泉店是禹州煤田详查区的一部分，西以前断层（F82）为界，东东西长约7.0km，南北倾向宽约1.8～3.0km-500m，-750m，-1100m为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在内5241.6t/d2.4m，型号为ZZ5600/23/47。综采工作面装备的部分机电设备见表9-1。表91综采工作面机电设备地点130023498005机611078125950-4000为了保证生产正常，前期准备2201工作面，安排两个个独立通风的煤层平巷掘进头；后期准备2503工作面，安排两个独立通风的煤层平巷掘进头。井下大巷采用矿车辅助，采区上山采用绞车牵引车。井底车场设变电所、充电硐室。采区内也需设变电所。岩巷掘进所需由井底车场库提供，各硐室均需独选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9-2。表92通风方式比较较小，比并列深，但长度并煤层较大（超km井和性。根据以上分析，且矿井年产量1.8Mt，属大型矿井，本设计选用并列低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。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到在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水平作业时，主要人行、巷道和工作点上的污风不串联。净化措施，使进的含尘量达到上述要求。风侧，有污风串联时，应人员作业。3m3/t10m3/t.d0.45～2.48m 区 预抽，大为降低了回采工作面的瓦斯涌出量，故工作面适合采用较为简单的―‖形通风方通风容易时期和通风时期的定义本设计只针对开采二1煤层时期：二1煤开采后期下山开采东五采区工作面时为通风时期：设回收边角煤煤巷掘进QQQQQ Qa—Qb—Qc—Qd—Qe—一般取1.25～1.3,本矿属斯矿井，矿井通风系数取1.2。Qai=100×qai×Kai×(1−Ka 1.2～2.1，本题取2.0。则 5.1采煤工作面温度与对应风速调整系数Vai—S—回采工作面的平均断面积，S=15.75则 Q≥4× Qa1=4×50=200m³/min工作面的风量Qi为：Qa=1134：Qbi=100×qbi×Kbi×(1− Kbii个掘进工作面涌出不均衡的风量系数，根据本矿情况取KbiKc80%掘进工作面需风量：Qbi=100×2.48×1.5×(1Qbi≥25× Ai—第i个掘进工作面一次的最大用量，取8kg。掘进工作面需风量：Qbi≥25×8=200m3/minQy=7.83 Qy—采用压入式通风时所需要的风量，m3/min；A—为同时的量，kg；最大为8kg；S—掘进巷道的净断面积，m2；为15.75m2；L=400A/S，则L400815.75 Qy=7.838×(230.88×13.86)2/20=169.37m3/minQbi≥4× Ni—第i掘进工作面同时工作的最多人数，取30人。掘进工作面需风量：Qbi≥4×30=120m3/minQbi=Qybi≥9× Sybi—第i个岩巷掘进工作面的断面积，16.7m2。Qybi≥9×14.3=150.3m3/min各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最低风量Qmbi≥15×式 Smbi—第i个煤巷掘进工作面的断面积，15.75m2Qmbi≥15×15.75=各个岩巷、煤巷或半煤巷掘进工作面的最高风量（QbiQbi≤240×式 Sbi—第i个掘进工作面的断面积，15.75m2Qbi≤240×15.75=照上述方法2、3、4（式中S为16.7m2）可以计算出岩巷掘进最大需风量为150.3Q大型库的需风 QQ中型库的需风 QQ Q 采区绞车房Q6080 ，取Q 变电 取

＝100m3/min70QQQ＝80QQ＝80QQc=130+70×2+100+80+80=530采煤工作面有串风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用际需要风量的50%。 式 面、掘进头、硐室风量之和的5%，即Q 0.05 +530)×0.05=146.2 QQQQQQ +530+567+146.2）×1.2=3684.24Q4N式中Q——N——=

119-3221图9-4通风时期通风网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，回采巷道的风量乘以1.2。顺而下，遇到岩石巷道掘进面：Q2=1260×1.2=1512m机车检修、充电硐室：Q充=160×1.2=172m库：Q火=130×1.2=156m其它巷道：Q其它=146.2×1.2=175.44m表922各巷道允许的风速值井巷名1—2—83—84—85664表923井巷风速验算表 <15风窗：设置在带区绞车房、变电所、材料库、检修硐室等硐室的回风道中，风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。最路线。地面副井井底车场西翼轨道大巷采区下部车场轨道上山采区中部车场区段平巷采工作面区段轨道平巷采区上部车场西翼风井地面。通风时期的最路线地面副井井底车场东翼轨道大巷采区下部车场轨道上山采区中部车场区段平巷采工作面区段轨道平巷采区上部车场东翼风井地面。hfrULv2/ hfr——U——L——S——

LUQ2/ 的LU/S3符号R来表示，即：R

LU/S3，N·s RfrαL、US的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。故hfrRfrQ2，Pa 按照上述计算方法，沿着选定的两条最风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风两个时1.15——时期的局部阻力系数

hme1.2hfe hmd1.15hfd 表6. 矿井通风容易时期南采区井巷通风阻力计算LSUα×QmmN⋅场巷巷场表6. 矿井通风时期南采区井巷通风阻力计算LSUα×QmmN⋅场巷巷场总风阻为 Re =0.18N∙3684.24/60Ae=1.1917/时期总风阻为：Re =0.30N∙3929.64/60Ad1.1917/表933矿井等积孔总风阻Ns2等积孔表934矿井通风难易程度与等积孔的关系表矿＜11～2＞2限不小于5年。装角一般比允许使用最大值小5°；风机的转速不大于额定值的90%。

H= 表941空气平均密度冬冬夏式中Hn――为自然风

-m2为-357.5Pa。hsehmehn hn——表示容易时期帮助通风的自然风压，hn=211.68；故：hse=697.2-211.68+50=525.52Pa通 hsdhmdhn

hsd——通风时期主要通风机静风压hmd——表示通风时期矿井通风总阻力hn——表示时期通风的自然风压，hn=134.07；故：hsd=1308.55＋134.07＋50=1492.62Pa主要通风机的实际通过风量QsQs——

以同样的比例把矿井总风阻R曲线绘制于通风机特性曲线图中，则风阻R曲线与A点，此点就是通风机工况点或工作点。工况点的坐标值就是该主要通风机实际产生的静压和风量。通风机的选择方法是：根据矿井通风设计所算出的需要风量Qf，作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h

RfrQ2Rmax＝hfsmax/(Qfmax)2=0.168N⋅ Rmin=hfsmin/(

表942主要通风机工作参数一览表 风压上限：应在―驼峰‖右侧，实际应用的最大风压值的0.9倍以下。下限：通风机的运转效率，不得低于0.6。根据以上原则及表9-4-2中的风机工况点选择东西两翼风机为：62A14-11矿用轴流式通风机№.24n=600rmin型的对旋式轴流风机。0 Qf(m点，见表9-4-3。表943主要通风机工况点根据矿井通风容易时期和时期主要通风机的输入功率Hfmin和Hfmax计算电动机NeNfke

He——Nf——表944电动机参数 装置井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统④打开煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时表101设计矿井基本技术经济指标1瘦煤2层13m4°56d班278a9amm—低——m个1mmm个3———mm3/随着煤矿开采深度、开采速度、开采规模的增加和扩大，矿井突水问题日益严重，矿井突水是煤矿生产过程最具的之一，人员伤亡大，经济损失列于煤矿三大事故的。所以运用合理的保水开采技术进行水害防治同时矿山实行矿井水资源化利用新策略。不仅能应对矿井带来的，更可以利用矿:矿井突水水害防治矿井突水是指含水层中的水突然地涌入采掘工作面，使矿井涌水量增加，造成局素的影响，是多因素综合作用的结果。防止淹井是大水矿区生产所的最关键、最迫切的问题。矿井突水是矿山开采中最为严重的地质之一，严重的着矿井生产和工人中国作为世界上第一采煤大国,煤炭资源十分丰富且地域分布辽阔,但煤矿床水文地质地质构造差异性较大,其矿床水文地质条件和矿山水害类型也具有明显的地域性特征。西北区的、青海、西部以及和内蒙的西部地区(如图1所示的I区),主要开采侏罗系煤层。本区气候干燥,降水量小。矿区水的补给和水交替能力差,矿坑涌水量小。但这一地区煤层埋藏浅,煤炭资源开采后,工作面顶板采动破坏带容易扩展至地面。矿井北方区的辽、冀、鲁、晋、豫、陕6省及苏、皖两省北部地区(如图1所示的II区气候多属中温带或暖温带亚湿润、亚干旱类型,平均降水量多为400~800mmPa,主采石炭-二叠系煤层。本区煤层埋藏深度较大,开采煤层与顶板第四系潜水含水层之间存在较厚的隔水层,煤层底板下伏有太原群多层状产出的薄层灰岩复合含水层组(多个薄层灰岩含水层交互发育并存在着某种形式的水力联系)和奥陶系巨厚灰岩含水层。这些含水层可直接通过其露水层水往往处于高承压状态,并经常通过构造裂隙、断层或陷落柱与上部的太原群薄层灰岩突水量可达2053m³Pmin,常使矿井淹没或部分淹没。本上以低山丘陵地形为主,海拔在1000m以下,属带湿润气候区,降水量一般为1000~2500mmPa。本区主要可采煤层为二叠系龙潭组和龙岩组煤层,其次为三叠系煤层。本区的煤矿水害主要以灰岩充水为主,其主要岩溶含水层有泥盆纪融县灰岩,石炭纪黄龙灰岩、船山灰岩、壶天灰岩,二叠系茅口灰岩、长兴灰岩和三叠纪大冶灰岩,而茅口灰岩是厚度最大,富水性最强的含水层。含水层的特点是岩溶普遍比较发育,且岩溶形态以溶洞为主,第四系覆盖下的岩溶含水层在矿区抽排水过程中经常引起大面积的地面塌陷,甚至造成地表水溃入矿南、苏南等地,茅口灰岩相变为以硅质岩为主的当冲组,煤田水文地质条件比较简单。三叠系含煤地层均为碎屑沉积,其水文地质条件也比较简单。西南的黔、川、滇东、湘西及桂西地区(如图1所示的IV区),属于带湿润气候,降水量为1000~2000mmPa,海拔标高较大,位于平原向高原过渡的斜坡地段。本区主要开采二,,质构造带,河流沟谷切割较深,使得不少煤矿床位于当地最低侵蚀基准面以上,地形条件有利于矿坑排水,矿井水文地质条件变得相对简单。但同时,由于地形强烈上升,致使地形起伏较大,水水力梯度大,水循环和水交替速度较快,水侵蚀能力较强,往往在灰岩的裂隙发育带或断层带形成水优先溶蚀和集中径流,大范围形成岩溶暗河管道。所以岩溶暗河厚层峨眉山玄武岩隔水层,煤田水文地质条件比较简单。图 长期以来,因为煤矿水害给国家和人民带来的人身伤亡和经济损失极为惨重。据不完全统计,在过去的10a里,共发生各类矿井水害事故1400余起,近6000人,经济损失高达35亿元。每生产100Mt原煤因水害达0.375人,因水害造成经济损失达2000万元。其中作为中国主要煤炭生产的华北、华东地区受水害的煤炭资源占已探明资源量的27%。图2和图3为近10a来我国煤矿水害事故与重特大煤矿水害事故发生数及其人数的基本变化规律。由图可见,最近10a,我国煤矿每年发生水害事故数稳定在100起以上,死亡人数在500人左右,其中重特大水害事故每年发生5~10起,人数在200人左右。无论同时,近年来我国煤炭工业发展速度较快,近10a煤炭产量翻了一番,煤炭资源的开发强度明显增加,100Mt原煤生产量因水害所造成的人员数呈明显下降趋势。由图4可见,近10a我国煤矿每生产100Mt原煤因水害造成的人员率由0.46降低到0.18,说明在严重的煤矿水害条件下,我国的煤矿水害防治工作仍然取得了较好的成效,煤矿安全条件正在图 图 图 由于中国煤矿水文地质条件复杂多变,煤炭生产企业的技术水平、管理水平和装备水平差别较大,我国煤矿不仅总体水害事故频发,安全,而且水害类型和水害事故的分布较差的乡镇煤矿水害事故发生频次明显高于国有矿井(见图5)。就主要矿井水害的突水源而言,采空区及废弃的淹没小煤窑水成为主要突水水源。其次为岩溶含水层水,其他类型水源所占比例较少(见图6) 主要是由于近年来关停小煤矿数量迅速增加,且大多数关停矿井基础资料较差,加上国有大井采掘深度增加,主要开采煤层底板承受的水压越来越大所致。就主要矿井水害所发生采掘位置而言,主要突水发生在矿井采掘巷道的迎头。由于掘进过程中遇到隐伏导水构造(掘进前未探知)造成不同水源的水突入矿井。其次是采煤工,(突水较少(见图7)。由此可见,目前中国煤矿水害发生的基本规律与特点主要表现为:a.突水频率与水害伤亡人数居高不下,矿井水害仍然是矿井安全生产的重大隐患;b.废弃矿井与小窑积水所诱发的突水事故明显上升,底板高压岩溶水对矿井安全生产的越来越大;c.矿井突水水害主要出自采掘过程中遇到的未知隐伏导水构造;d.矿井突水与矿井防治水技术水平、装备图 图图图 矿井突然涌水，或者矿井的涌水量超过排水能力，不排除，轻则造成井巷或采区影响。如果排水系统不完善，还会造成涌水四溢，巷道充留泥水，使井业环境，给矿井涌水量过大时，会使巷道产生积水，从而给井下带来影响，同时，井巷积水会破坏巷道顶底板岩石的稳定性，使支护工作复杂化，并给巷道的工作增加。巷道积水还煤矿开采对水的影煤矿开采对水的影响原因是多方面的，有自然的，也有人为的。主要为:水文地质以及地表塌陷生成的裂缝对浅层水的破坏。煤矿开采对水的影响主要是开采后顶板及古空区，可能存蓄水。在矿井顶板岩石冒落导水裂隙带或地质构造等不同沟通的对全进行补充勘探，进一步查明水文地质情况，补充完善采空区、老窑及其周边小窑积系，使水进入矿井，成为矿井突水的主要来源。在开采过程中也不排除在特殊构造部位(如隐伏断裂构造)的越层补给。握―疑必探，先探后采‖减轻突水的影响。发生突水处的留设一定宽度的煤（岩）柱，以防止地表水或水涌入工作地点，形成底车场、井下水泵房、变电所的出处以及涌水互相影响的区域之间。一旦发生水灾，立的基本环节。为了排除井下涌水，就要修建水仓，安设水泵和水，挖砌水沟，形成一套完整的井下排水系统。目前，我国煤矿在排水方面应用了许多新技术和新设备，泵自动进入全自动高效净水器（集混凝、沉淀、过滤于一体），出水自流进入中间水池。经后精滤、活性炭过滤器进行深度处理，处理后的水自流至生活清水池，后由泵提升至工业反冲洗排入湿泥池，污泥提升至污泥浓缩池浓缩后，用污泥泵打入污泥脱水间，污泥脱结果，而突水系数中所包含的信息与采煤实践中所能够的信息差距较大。②岩水应得出定量结论，致使应用受到限制。③板模型理。刘天泉、等提出了底板岩层由预测底板所能承受的极限水压力的计算。但实际中煤层底板很难满足薄板理论的基本条定突水性。这种基于突水影响因素影响权值的方法是一种结合现场实际来预测矿井突水数，一般有2个，即突水状态和突水量。神经网络本身是基于启发式的，不能很好的控制训性明显等原因，使得各预测块段的预测结果差别很大。另外，知识库建立上存在很大、规则相互、容易发生组合等使其应用受到了限制。多源信息复合法，主要包括D-S和GIS用数据融合技术能够有效地消除数据中信息的不确定因素，提高检测结果的准确性。DS证据理论一般用于多传感器信息融合，通过传感器或相关获取信息，由此产生对某些命题的度量，构成该理论的，利用这些构造相应的基本概率分布函数，从而对所有题(包括鉴别框架)赋予1个可信度，作出决策和判断。但是多参数融合计算、评价模型的准确度等问题有待进一步解决。将信息融合和GIS技术引入到矿井底板突水预测中，使信息融合强大的数据分析、处理、决策功能与GIS强大的图形管理及空间分析功能相结合，科学有观测、不处理，数据杂乱，不提供决策依据的弊端。②新技术、新方法、新理论的使例，采用先进的物探、采用渗流耦合力学理论、计算机科学技术、多源信息融合法，建为矿井水害的临突预报提供基础和重点目标。④矿井突水分布及预测图编制。编制突水分布预测图，主动预防水害发生，减少或避免突水。例如，在总结以往突水预测模型的基础上，提出建立在GIS基础上的煤矿突水预测模型。突水模型建立的过程为：实时动态调整信息数据库，以建立较准确的矿井工程地质模型；将数据库导入到GIS或其它地理信结果与GIS方法得出的结果进行比较分析。该突水预测体系最大特色是建立在完整水文地质于GIS的煤矿突水预测方法具有快速运算和实时决策的特点，为突水预测提供可靠保障，同温、水化学资料予以综合分析判断。其中，水化学数据是水最本质的特征,用水质资料判采用探排水方法,从根本上消除1)探水起始点。积水位置不明时,起始点的警戒线至少向外划60m。当积水区的空间位置、边界和水量等数据准确清楚时,探放水的起始点至积水区的距离为:煤层中不小于30m;(3)探水超前距的确定。从探水线开始向前方打钻探水,超前距是允许掘进终点到中心眼终点间的距离。探水钻孔的超前距控制应符合要求,一般情况下,煤厚在10m以下时,超前距不小于10m;煤层1.0m以上时,超前距须大于15m。且煤层越厚超前距越长。在受水害的地段留设一定范围的煤（岩）层不采，使工作面和水体保持一定距离，以防止水或其它水源渗入工作面，所留的煤层称为防水煤柱。留设防水煤（岩）柱（见含水层时，底板突破的，则应留设防水煤柱；煤层与充水断层或岩溶陷落柱接触时图8或采区不需进行任何防治工作,或者进行简单的超前降压工程即可安全开采。如图9。利用底图9使浆液在注浆目的层原来被水占据的空隙或通道内脱水、固结或胶凝，并使体或胶凝体注浆改造的作用散，将赋存于岩溶裂隙含水层之中的水推挤，并、充填含水层的储水空间，从而使其不跟随被排挤出来的水向其补给通道运移，并、胶凝、充填或部分充填补给通道，从而封时，降低直至消除薄层灰岩岩溶裂隙水的导升裂隙发育高度。煤层底板注浆加固与改造原理如图10、图11所示。图 内各矿区煤层底板注浆材料的综合，结合本区实际情况和现场试验结果，在保证浆液质以澄合矿务局董家河矿22501工作面为例：针对22501工作面5号煤层底板下15m范围的3个低阻异常区，布置了9个钻场，22个水平角和倾角不同的注浆孔，钻孔净进尺630m。②考虑煤层底板采动破坏深度，注浆加固的目的层为煤层底板下10m至K2段底板下2m的③钻孔孔段应尽可能多的穿过注浆加固的目的层段④钻孔方向尽可能垂直于构造裂隙发育方向，以利于浆液向垂直裂隙带扩散⑤注浆钻物探异常区、断层带的探查与加固有所侧重⑥工作面切眼位置、初次来压位置、周期来压位置、巷道直接底板两侧15m范围内和停采线⑦起钻位置即钻窝位置应该在利于排水、通风、逃生的同时，选择围岩相对完整的区段⑧注浆钻孔一般布置在利于施工与的巷段⑨注浆钻孔的布置在满足注浆技术要求和上述原则的前提下，兼顾―经济有效‖利用现有勘探煤层底板进行注浆改造。所谓疏水降压,就是对煤矿安全生产的充水含水层,在人为控制下采取工程技术和相应的排水设备进行合理的疏排放,使其水位降至安全生产所需要标高之下的一种工程技术。一般适用于主要充水含水层的动态补给水量不充足的条件。例如:当底板隔水层的厚度很小,小于安全生产的临界厚度,但下伏含水层的规模不大,补给水量有限时,可以采取加大矿井,,,疏水巷道、抽水钻孔或疏水钻孔等。然而,当底板隔水层厚度较小,下伏含水层的水量丰富,,,本封闭的含水层段进行逐一的疏水降压;对于未完全封闭的地方,可采用注浆的方法,封堵缺口,形成防水帷幕,然后在进行疏水降压。如图12、图13所示。图 图 少量矿井水质较好,无需处理;但大量的矿井水受开拓及采煤的影响,悬浮物、高矿化度、显酸性、甚至含重金属离子,有的还含氟和放射性物质等污染物。因此可知,矿井污水量大,污染物含量高,成分复杂,必须经过合理的处理后方可资源化利用。煤矿矿井水流经采掘工作面时带入了大量的煤粉、岩粉、煤粒、岩粒等悬浮物,从而形成了含悬浮物矿井水。这种矿井污水多成黑色,含有较多的细菌,水质简单,易于处理。目前国内有着成技术,一般采用混凝、沉淀、过滤、等工艺处理后,即可达到生产和生活图 高矿化度矿井水处理工艺矿井水中,一般把含盐量高于1000mgL水称为高矿化度矿井水。我国煤矿高矿度矿井水的含盐量一般在1000~3000mgL之间,少数矿区高达4000mg/L。处理这种污水的关键在于脱盐,目前国内主要采用的方法是膜分离法,理高矿度矿井水中的实例并不多见,有待于进一步的开发与研究。酸性矿井水处理工艺煤矿酸性矿井水因为显酸性,设备、轨道及其他机电设备等均有很强的腐蚀性破坏;该污水排至地面,将会造成矿区周围水体的严重污染,使土壤板结农作物枯死。这类污水主要分布在我国南方的大部分矿区。由于受到技术、经济等方面的限制,国内煤矿酸性矿井水处理方法主要是中和法。中和剂通常为段,尚未成熟,所以并没有得到广泛的应用,加深对酸性矿井水处理技术的研究仍将是一重图 石灰石-石灰联合中和法工艺流程含重金属矿井水是指矿井水中含有的Hg、As、Pb、Cr等元素的含量超过我国生活饮用水卫生标准的,对自然环境和人类健康危害最大的一种工业废水。由于无论采用何种方法处理重金属污不能分解破坏重金属,所以只能通过转移其存在的位置、改变其物理或化,,离法(如反渗透法、电渗析法等处理后的矿井水可直接排放,而沉淀污泥或浓缩产物等剩下的一部分处理物还要经过进一步的工序如进行处理,以防二次污染。如图16所示。图 含放射性污染物矿井水处理工艺随着人们对矿井污水成分的深入