设计说明书终板题目一矿1 5Mt

一般部分为一矿1.5Mt/a的新井设计，二矿位于黑龙江省集贤县境内，交通mm3/hm3/h辅助采用1t固定箱式矿车。230m落法处理采空区。矿井采用“三八”70.6m4402.06t3324m3/min1396.3Pa0.459N·s2/m81.76m2，矿井通风中等。设计矿井的吨煤成本120.08元/t。英文原文题目为：TriggeringofSeismicityRemotefromActiveMiningThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta1.5Mt/anewundergroundminedesignofdongrongcoalmine.dongrongcoalmineliesinjixianheilongjiang.thetrafficisveryconvenient.It’sabout7.0kmonthestrikeand4.0kmonthedip,withthe28.0km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamofthismineisonlyonewithanaveragethicknessof3.50mandanaveragedipof18.0°.Theprovedreservesofthiscoalmineare335.75Mtandtheminablereservesare238.67Mt,withaminelifeof106a.Thegeologicalconditionofthemineisrelativelysimple.Thenormalmineinflowis100m3/handtheummineinflowis200m3/h.Itisanthracitecoalspontaneouscombustiontendency,andit’sacoalthathasdustexplosion.Thismineadoptsopeningupbyaditswithonemininglevel.Theadoptedcoalwinningmethodislongwallminingtothediportotherise.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodofpreparationinminingarea,thelengthofworkingfaceis230m,whichusesfully-mechanizedcoalminingtechnology,andfullycavingmethodtodealwithgoaf.Theworkingsystemis“three-eight”,withtwoandhalfteamsmining,andtheotheroverhauling.Everyminingteammakesthreeworkingcycle,withsevenworkingcycleeveryday.Advanceofworkingcycleis0.6m,andtyof4402.06toncoalisTheminemakesuseofdiagonalventilationmethod.Attheeasytimeofmineventilation,thetotalairtyis3324m3perminute,thetotalmineventilationis693.3Pa,thecoefficientofis0.226N·s2/m8,equivalentorificeis2.50m2.Atthedifficulttimeofmineventilation,thetotalairtyisabout3324m3perminute,thetotalmineventilationis1396.3Pa,thecoefficientofis0.459N·s2/m8,equivalentorificeis1.76m2.Thecostofthedesignedmineis120.08yuanperton.Themonographicstudyisdeformationandfailuremechanismandrooftimberingtechniquestudyonroadwayofcompositeroof.Thetranslatedacademicpaperisaboutimplicationsforstressmeasurementprogramsandnumericalstabilityysisoffaultsinmines.ItstitleisthattriggeringofSeismicityRemotefromActiveMiningExcavations：openingupbyadits;up-dipanddown-dipminging;stripdistrict;longwallminingtothediportotherise;diagonalventilation 矿区概 地 2境界与储 2.1境 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 4开 4.1开拓的基本问 划 矿井基本巷 煤层地质特 采区巷道布置及生产系 采区车场选型设 采煤工艺方 回采巷道布 概 距离和货载 采区设备选 大巷设备选 7.3.1大巷设备选 概 主井提 矿井通风系统选 矿井风量计 全矿通风阻力计 通风机选 防止特殊的安全措 参考文 矿区概述及地质特西南距福利屯32km，经福利屯到双鸭山市40km。重建后的同三公路于北1-1

年平均最低气温为-17.4～-23.9端最低气温-35℃325.7～692.3mm，年蒸发量1095.5～1430.6mm61～70%4.1～4.7m/s，最大风速可24m/s1.55～2.08m 高为+66～+68m。东北部有双山子，标高+154m；西部有索利岗山，标高为+207.9m；松花江在北约45km处流过，20年一遇最高洪水位+67.3m，百年一遇洪水位上统（鸡西群）2400m。

12101-21-2。F760°，向南西倾伏，延展甚短，与F7断层斜交。—5、9、12、14、16、17、18、20、20下、、、、、29-1b1415.39m15～25°F7断层附40°左右。煤层群。其层群含有9、12、14、16、17、18、20、20下、、、、号共12个529-1b号煤层。内煤层属稳定～～1～23～40.544～0,593L/s·m1.273～20～40m0.107～0.554L/s·m0.522～2.839m/d，该层局部与上部含水层有水力联系，在一般为0.018～0.315L/s·m。天窗部位风化裂隙含水带富水性强，单位涌水量最大为0.0028～0.0398L/s·m0.004～0.0291m/d。8～10m8～16m100～130m，两隔水层均为亚粘土和粘土层，10～120m，从东向西逐渐增厚,局部缺失形成“天窗”。本范围内“天窗”共分布有三处，其中较大的一处位于8～12勘探线的煤层露头部位，其下伏有9～26号煤层露头。“天窗”范围内，第四系和煤系的富水性好、透水性强。1.141L/s·m又有F13等几条正断层通过“天窗”，使水文地质条件变得复杂。因此，在“天窗”范围内开根据地质报告提供的涌水量数据，设计预计矿井先期开采地段内正常涌水量为，根据地质报告提供的采样资料内瓦斯含量为0.07～3.38ml/g，-500m以上瓦斯含，根据地质报告及二三矿实际开采情况矿井煤尘有有自然发火倾向对地质构造的评褶曲使浅部煤层局部倾角达40°以上，对煤层开采产生一定的。26条（15m4条0.93条/km²。岩浆岩活动微弱仅于钻孔中见有厚度不大的浅层侵入岩体呈岩脉侵入煤1-4表1- 煤层稳定性计算评价价99稳定稳定96稳定稳定从全矿井看，、、、四个煤层平均煤厚为1.97～3.50m，是本矿井的主采层，1842.3%，对机械化采煤的推进度将产生一定的影响。110～130m3～40.2～2.2m的粘土层，隔水性一般。说”F12、F13、F25、F52等张性断层充水性相对要强，故设计中对防水煤岩柱的留设作了专门57.5～150.5Mpa根据地质报告，本瓦斯含量在0.07～3.38m³/t之间,小于10m³/t，结合二、三（b）煤尘及煤的自（d）222.1境F1F55、F716号煤层-900m等高线垂直投影为界。28.0km²。图2-1赋存状井境界确定合理。赋存状况示意图如图2-1所示矿井工业储量是指在范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地16煤层，采用块段法计算工业储量。2-1所示。

(mS/cosA)i i

(2-mi—i块段煤层平均厚度，m；Si—i块段煤层平面面积，m²；Ai—i块段煤层的平均倾角，°表2-2 倾角煤层厚度9ABCDEZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333——推断的资源量；

（2-k——0.7~0.9k值0.9k0.70.8。z111bZz60%70%344.0460%70%Z122bZz30%70%344.0430%70%72.25MtZ2M11Zz60%30%340.0460%30%61.20MtZ2M22Zz30%30%340.0430%30%30.60MtZ333kZz10%80%340.0410%80%27.20Mt的有关要求，边界内侧暂留50m宽度作为井界煤柱，内部断层两侧各留50m,则

PHLm

P——断层保护煤柱损失，万t。H——断层煤柱宽度，50m；L—3.05Mt2-4-2。2-工业广场占地面积指标表井型/Mt·a-2.4

PHLmP——断层保护煤柱损失，万t。H——断层煤柱宽度，50m；L—m——煤层厚度，m；r1.5Mt/a2-4-21.2km²。1417条规定工业广场属于Ⅱ15m400m，宽为300m，新生界松散层厚度142～157m，因工业广场接近天窗，故取表土层厚度142m，结（2-4-2）采用垂直剖面法计算工业广场的压 煤层倾角 采用垂直剖面法计算工业广场压煤示意图如图-52-516#煤工业广场保护煤柱计算示意图2-4-表2- 各煤层工广煤柱压煤量计算煤 厚度 工广煤柱面积 压煤量 30.3Mt对于本矿井防水煤柱计算，根据地质报告，内8～12勘探线的煤层露头部位因第三系缺失而形成“天窗”。因该第四系层岩性主要为各粒级砂岩，且富含水，即相当于本矿井于“水体”下采煤，故应根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定，留设防水煤岩柱。防水煤岩柱计算如下：因第四系层（）直接位于基岩之上，故保护等级为Ⅰ级，即不允许裂隙波及水体，也即防水煤岩柱高度按下列计算：Hsh≥Hli+Hb+HfeHsh—防水煤岩柱高度，mHli—导水裂隙带最大高度，mHb—保护层厚度，mHfe—基岩风化带深度，由于本为煤层群开采，故计算防水煤岩柱的煤层厚度应采用煤层综合作用厚度，计算为：∑Mj=Mj+Cj*Mi式中：∑Mj—煤层综合作用厚度，mMj—计算煤层的厚度，mMi—上层煤的厚度，mCj—相邻两煤层层间距与两层中的下一层煤厚之比“天窗”9～268个层，经计算，∑Mj=4.36m。（1）Hli=100∑Mj/（1.6∑Mj+3.6）（2）Hli=20√∑Mj+10Hlimax=51.8m保护层厚度（Hb）根据“三下”采煤规程取值为6.6m。基岩风化带深度（Hfe）根据地质报告取30m。因此，防水煤岩柱高度（Hsh）计算值为88.4m因此，设计暂定本开采上限标高为-180m，其-180m以上工业储量3.373Mt算，取东西风井工业场地为100m×100m30m计算可得大巷保护煤柱总量为：2.07Mt2-7表2- 永久保护煤柱损失煤柱类 储量边界及内部断层保护煤 天窗保护煤 大巷保护煤 东西风井保护煤 工业广场保护煤 合 kgkgZk——

Z

P

（2-Zg——P——保护工业场地、井筒、境界、巷道、天窗、大断层等留设的永久保护煤柱0.8。修1618°1.5Mt/a。ZKZkA和矿井服务年限TZKT——

TAK

（3-Zk——矿井可采储量，238.67Mt；A——设计生产能力，1.5Mt/a；K——矿井储量备用系数。1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井1.5。把数据代入3-1得矿井服务年限

T

按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核（1）（2）能力的校，输送机工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓连续、，3-2-1。表3- 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年

600————25°1.2～2.4Mt/a时，矿井设计服50a30a。47.5a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。44、立矿井提升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、、④确定矿井开采程序，做好开采水平的⑥合理确定矿井通风、及供电系统本开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素本煤层埋藏较深，煤层可采线在-250m，最深处到-850m表土层厚度大120~160m本瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大+32m4-1。18°142~157m，无流沙层；水表4- 井筒形式比井筒2工期。5受地形影响有足够储量的山岭1井筒施工工艺、设备与工序比较简341助提升能力小，2通风线路3斜井井筒通过富含水层，内煤层埋藏不地质条件简需要特殊法施工的缓斜123当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容41井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高2井筒装备复杂，掘进速度对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可①沿的有利位②井筒沿倾斜方向的有利位位于中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于，免穿过村镇居民区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，，附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施，，因为低瓦斯矿井面积大（南北长平均8.0km，东西倾斜宽平均4.0km面积平均28.0km²）,所以工业场地内布置主立井、副立井，南北边界处各布置一个回，， 14-3#钻孔东南方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③工业场地位于断层天窗之上，减少了保护煤柱④工业场地两侧首采块段埋深浅，煤层赋存条件较好本煤层倾角大，跨度不大，首采16#煤层赋存标高在-150m~-900m之间，阶750m。4-1～4-4所示。16#煤层底板岩层中；通风方式采用两翼对角式通风,4-1所示；4-2所示；大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在16#煤层底板岩层中；通风方式采用并列式通风,4-3所示；4-4所示。方案二、方案四的主要区别在于采用两翼对角式通风还是并列式通风，从技术4-1方案一：双立井两水平开拓（两翼对角式式通风4-2方案二：双立井单水平开拓（两翼对角式通风图4-3方案三：双立井两水平并列式通图4-4方案四：双立井单水平并列式通4-5～4-9 基价(元费用（元费用（元初期基建费用（万818巷基建费用小 生产费用（万元煤量（万提升高基价（元费用（元涌水量时间服务年限基价（元煤量（万平均运距 基价(元费用（元费用（元初期基建费用（万818巷山66生产费用（万元煤量（万提升高基价（元费用（元涌水量时间服务年限基价（元煤量（万平均运距3数量数量基价(元费用（万费用（万初期基建费用（万主井开86副井开1284场巷巷煤量（万提升高基价（元费用（万元立井提升涌水量时间服务年限基价（元煤量（万平均运距基价/元生产费用小计 数量基价(元费用（万费用（万初期基建费用（万主井开86副井开128场巷巷基建费用小 煤量（万提升高基价（元费用（万元立井提升涌水量时间服务年限基价（元煤量（万平均运距基价/元生产费用小计 方案名 方案 方案 方案 方案费用/万 4

百分比 4-104- 数量基价(元费用（元费用（万元初期基建费用（万主井开86副井开1284场巷巷煤量（万提升高基价（元费用（万元立井提升涌水量时间服务年限基价（元煤量（万平均运护大巷长度路长度大巷数量基价（元1用基价（元4计7 数量基价(元费用（元费用（元初期基建费用（万巷基建费用小 生产费用（万元煤量（万基价（元费用（元涌水量时间基价（元煤量（万线路长度基价（元4-翼各布置一个，轨道大巷、胶带机大巷都布置在16#煤层底板岩石中。6.5m33.18m²，井筒内装备一16t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4-13，4-144-174-18.（1）联系着井筒提升和井 升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。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①大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场②当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折返与环形相③当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，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，井下采用多种方式时，应结合石、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4-19。1-2-3-4-5-6-7-8-水泵房9-等候硐室10-医疗室11-变电所12-清仓绞车硐室4-19井底车场平面图（2）牵引方4500×1060×1600151.5t矿车组成。4545t681t6m25m的圆、副井系统硐室由水泵房水仓清理水仓硐室变电所调度及等候室组成，、20mQ0=387×8=3096根据水仓的布置要求，水仓的容量为式中

QS

（4-医疗硐室、机修硐室、井下材料库、库、换矸硐室、乘人车场等1）大 B——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800mm，采区巷道一般300~500d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120=1520mm；d2——蓄电池式电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——蓄电池式电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——910mm。 +310+910=4600大巷的断面和特征表如图4.2.7，石门选用的断面与大巷相同井线 1.516t6.570033.184505044.1844.18井井 1.51t矿车双层四车窄罐1t矿车双层四车宽罐7.269140.715005066.4778.54井井600600 11.526.03230m(北 240(南428.27536.32650.262）辅助大辅助大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道 （B2——轨道大巷宽度，mm；a——1300mm；300~500mm610d1、d2——蓄电池式电机车的宽度，d1＝d2＝1060c——蓄电池式电机车的间距，630mB2= +630=21年版）1920条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其1010大巷断面设计喷B=460033围岩类别断面(m围岩类别断面(m净掘进尺寸高喷射厚度 杆长度方式外露排列间距锚 规格净周长 备岩石0000 .7宽掘每米工程量及材料消耗量表掘进掘进围岩工程量类别巷道墙角岩石锚杆数量(根喷射材料材料消耗表铺底锚杆重 注眼树脂铁(k)(个 粉刷面10.5 断面特征 断面掘尺寸 杆净掘宽高工程量(根 助采用蓄电池电机车牵引1.5吨固定箱式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运前经验表明，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40~100kg60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。准备方式—3.50m18°1.4t/m³。0.07～3.38m3/t10m3/t230m左右。30m30m的保护煤柱。采区轨道上山和上山布置在煤层中，水平间距30m，外侧各留设30m保护煤柱。各区段巷道采150m200m51240m5-1、5-2所示。230m。 1610116102工作面，如此依次开采。运煤系统路线如下工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面。辅助系地面→副井→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区上部车场→区段回风平巷→工作面。地面→副井→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段平巷→工作面→区段轨道平巷→采区上部车场→回风斜井。区段平巷机机头硐室时产生的少量矸石，采用矿车经辅助路线由副井运出地面工作面→区段平巷→采区轨道上山→轨道大巷→副井→地面AM-50缩带式输送机，JBT-52-2局部扇风机。掘进时机接刮板机和可伸缩胶带输送机。将其缩到25~50m，并将可伸缩带式输送机延伸50~75m，机与刮板机的搭接长12.5m。A0=L×V0×M×γ×C0×10- （5-L——工作面长度，230m；M——首采区煤层厚度，3.50m；V0——工作面年推进长度，V0330×7×0.61386（m/aγ——煤层容重，1.40A0=230×1386×3.50×1.40×0.93×10-6 （5-A0——工作面生产能力，1.45Mt/a则，AB=1.1×1×1.451.5Mt/a1.60Mt/a采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量×100% 北一采区工业储量为：36.55Mt。采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。上部甩车场有使用安全、5-3所示。5-4所示。7474321 55 1巷采用输送机连续时煤仓容量为上山输送机0.5h的运量本采区大巷和上300mm，其容量为： （5-Q0——10t；L——割煤机半小时运行距离，105m；M——首采区煤层厚度，3.50m；B——进刀深度，0.6m；γ——煤的容重，1.40Q=10+105×3.50×0.6×1.40×0.93=297.09R=（297.09/1.40/20/3.14）1/2=1.833.66m20m451.7t，能够满足要23~4.5m4m。316#3.50m18°1.4t/m3。，根据地质报告提供的采样资料内瓦斯含量为0.07～3.38ml/g，-600m以上瓦斯含量均低于3ml/g，但地质报告没有明确说明矿井瓦斯等级具有煤与瓦斯突出性，属低，个，落差在8～23m，倾角为35～54°。230m1500m3.50m4m宽，3m10m煤柱双巷掘进。6-1。 支 SGZ-764/264采煤机、刮板输送机、机及破碎机主要技术特征见表6-2、表6-3、表6-4、表6-5。（3）50m左右。6-1 技术 采高mf=截深m2 V mm 与采煤机配套牵引方 式 V技 m V 破碎机型号：PEM1000×650技 V A2

A-A-AAAA2A- 2

A-A-AAAA2A-

（6-式中Hmax——支架最大支护高度，m；则，Hmax=3.8+0.2=4.0 （6-hmin——煤层最小采高，2.9m；S2——200mm；a——50mmb——50mmHmin=2.9－0.2－0.05－0.05=2.66

P=6×M×γ×g×cosα×10- （6-M——工作面最大采高，3.8m；γ——上覆岩层密度，2.3×103α——煤层倾角，αmin=18°P=6×3.8×2.3×103×9.8×cos18°×10-6=0.49技术 型式高度m宽度m中心距m初撑力31）101m，帮要背实；当机头支架侧护板（靠煤柱侧）1m时，打两根切200mm。工作面采用DZ35-20/110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护30m300mm30m一排单1m300mm30m1m301m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。1.8m0.8m当机组行至工作面两头距巷道15m50m70m以外。mm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，防移架质量标准：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，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角＜7°，相邻支架间不能有明显错差（2/3200mm。350~550mm之间；移架过程50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。22台端头支架，其滞后普通支架一个循环，40m段是压力集中区，特制订以下管理措施。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在各点落煤处加设缓冲装置3.5m/min150~200mm机组要掌握好采高，严禁割底割顶各级机严格把关，杂物（板皮、木料）进入运煤系统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30m加强，对于失1)m。24小时正规循环作业图表，见采煤工作面层面图。Q= （6-Q——L——230m；S——0.6m；M——3.5m；γ——1.40t/m3；C——93%；Q=230×0.6×3.5×1.40×93%=628.86（t）Q0Q×日循环数=628.86×7 序号 三班122262 2226311机 363367端头444822269 1 1168 0033 1113 工作面工人效率=工作面日产量/=4402.06/76=57.92(t/工CC1C2C3C4等组aC1100.03元/tbC230058.77t/工，C2为：C2=300/57.92=5.18(元/t)cC312.00元/t。d0.50元/Kwh电力费=单价×（动力用电消耗+照明用电消耗=0.50×(4.23+1.50)=2.87元=100.03+5.18+12.00+2.87=120.08(元6-8 1m2 m34m5t6个77t8%9人t/m3/6序号项目单位数量个/元2.73m3/t1.5Mt/a，根据以风定产的要求20m4m宽，3m5m宽，3m高。采用胶带输送机运m13.55m212m216mm1.9M20，Ф16-M20-1900。Z2360（后放1000mm。150×150×8mm15°，其余与顶板垂直。50×50mm、5.5×1.1mФ161.9mM20Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘，规格为120×120×6mm200×300×50mm30mm15°700mm3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支 矿井设计生产能力、工作制度等井下设计的原始条件和数据见表7-1 项目单位数量12“三八”3h4d5m6789低性性750m1971m800m2086m2575m6632m4402.06t，掘进面日产量440.20t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力辅助根据1)方2)系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统回采工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→大巷→主井→地面。掘进工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→大巷→主井→地面地面→副井→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→区段轨道平巷→回采工作面。地面→副井→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→区段轨道平巷→掘进工作面。地面→副井→轨道大巷→井下系统如图7-1所示采区设备选

图7-1井下系；机型号为SGZ-764/264 输送机型号为SSJ1200/M（A。设备技术特征见表7-2。； 技 m带速类型宽度型号功率电压V2)能力验设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为687.2t/h，工作面刮板机生产能力为700t/h，机的生产能力为750t/h，破碎机通过能力为1100t/h，平巷皮带通过能1)上山设备选7-3。 技术 m带速类型宽度型号功率电压Vmm轨距的轨道，负担采区的辅助及人员。1t 式中T——最大提升循环时间，s；n——一次提升串车数，辆；q——矿车装载质量，kg；Ab——则，T=3.6×8×6×1000/1.25/451.7=306(T135)(T135)232Lv

（7-式中L1——600m。νm=3.87-4。 mm755.9t/h，采区设1200mm7-5。 V 小矿车。小矿车选用MG1.1-6A型1t固定箱式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/5507-67-7。 1t固定箱式矿车技术特征技术特征 容积t1 淮南矿山机械 t7 m7N速 V 台21.5Mt/a106a矿井工作制度为“三八”16h330d矿井开拓方式为立井单水平开拓，水平标高分别为+600m16t16t8-1。 单 -t m t2.5/6（Ⅱ8-2。 m m 纲 丝绳m 条 8- 钢丝 直 第一 径

丝

N钢丝破断拉力总和（N—HS——矿度，912m；HZ——装载高度，30m；HX——卸载高度，20m。

（8- （8-a——0.8m/s2；t——30s

（8-As——小时提升量，t；An——设计年产量，1.5Mt/a；cBn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h。

（8- （8-2——

（8-

间升量量

8-416t筒/m·s-筒/m·s-交-8×4×19-直径单位重量/kg·m-每根绳总破断力-42安 大---乘人面积罐笼总载重罐体自重最大终端载荷组合钢罐道宽度院2~3度，实行“三八制”26034进口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染装有皮带机的井筒不得兼作回装有箕斗的井筒不得作为主要进 并列式 9-1 煤层较（4kmm。煤层为缓斜煤层，煤层东西翼上部露头距地表均较浅。矿井年产量1.5Mt，为大抽出式主要通风机使井下处于负压状态当一旦主要通风机因故停上运转时井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；，压入式主要通风机使井下处于正压状态，当主要通风机停转时压力， 1，上行风须把引导到最低水平，然后上行，路线长被地温加热程度大，：“U”“Y”“Z”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。顺而下，遇到分风地点1）1%的要求计算。即： （9-式中Qai——iKai——i面Kai=1.2~1.6Kai＝1.5。4402.08tqgai=4402.08×2.73/(60×24)=8.34Qa大=100×qgai×Kai100×8.47×1.5=1251m3/min)9-2 工作面温度 （9-式中Vai——23~26°CVai=1.6Sai——i15Qa大=60×1.6×151440 （9-式中4——Nai——i50人。Qa大：Qa大=4×50=200Qa大=1440 （9- （9-式中Sai——i个工作面的平均断面积，15m2225m3/min)≤Qa大≤3600由风速验算可知，Qa大=1440m3/min10m。局部通风根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计 （9-式中Qai——iKai——iKai＝1.5。440.20tqgai=440.20×2.73/(60×24)=0.835Qa=100×qai×Kai=100×0.835×1.5=125.25 （9-式中4——4m3Nai——i40人。Qa=4×40=160Qa=160井下材料《煤矿安全规程》规定，大型材料库风量不得小于100m3/min，中小型不得小于60m3/min100m3/min。80m3/min。60~80m3/min80m3/min80m3/min。∑Q硐=100+80+80=∑Qd≥ （9-式中S——S12.5m2；∑Qd≥60×0.25×12.5×4=根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量∑Q∑Q=K×(∑Q采+∑Q备+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它) 式中K——矿井通风系数，取K=1.2；∑Q采——∑Q备——∑Q掘——∑Q硐——∑Q其它——其它巷道所需风量，m3/min；∑Q=1.2×(1440+0+160×2+260+750)=Q= （9-式中N——N=400Q=4×400×1.2=3324m3/min。41.2就是各用风地1）1.2倍，即：Q进1.2×14401728（m3/min）掘进工作面：Q掘=160×1.2=井下材料库：Q爆=100×1.2=120（m3/min）机电硐室：Q机=80×1.2=96（m3/min）采区绞车房：Q绞=80×1.2=96（m3/min）其它巷道：Q其它=750×1.2=《煤矿安全规程》规定的煤矿主要巷道允许风速值见表9-39-4风门设置在上山的甩车道和绕道两侧新鲜进入回中的一组构筑物，密闭：设置在已回采区域平巷以及掘进巷道的双巷联络巷中进入的通，，既能克服通风时期的阻力，又能保证矿井在容易时期通风机的效率不低于70%，所 无提升设备的和风——8—8 —864 辅助大 区段平 巷2 <15294010%计算，扩建矿井宜按井15%计算。通风时期：副井井口2→3→4→5→6→12→7→8→9→10→11→地面。hfr （9-α——L——井巷的长度，m；通风容易和时期的摩擦阻力计算见表9-5和9-67749-1图9-2通风时期立体 编号LUSQV1锚喷2锚喷3锚喷4锚喷5锚网67锚网8锚喷9 编号LUSQV1锚喷2锚喷553锚喷4锚喷5锚网267锚网28锚喷9锚喷2

（9- （9-式中1.15——为考虑风有局部阻力的系数hrmin＝1.15×602.9＝693.3(Pa)hrmax＝1.15×1214.2＝1396.3容易时期和时期通风总阻力均小于2940Pa，符合要求矿井通风总风阻计 矿井通风等积孔计算式中R——

R= （9-A= （9-A——矿井等积孔，m2。总风阻为：Rhrmin/Qfmin20.226（N·s2/m8）总等积孔：Armin=1.1896/R0.5=2.50（m2）总风阻为：Rhrmin/Qfmax20.459（N·s2/m8）总等积孔：Armax=1.1896/R0.5=1.76（m2）9-72m2，通风容易。时期总等积孔小于2m2，通风中等。计算结果汇总见表9-8。 等积孔风阻矿难中易 等积孔 210a；5°90%；风量调节时，应尽量避免采用风硐调节本矿井进、出井口的标高差为300m，地面平均大气压力为98000Pa，夏季平均气温为25℃，冬季平均气温为-4℃，出平均温度为25℃。则矿井自然风压可由以经验求得

（9-R——287J/(kg·K)461287

Hn=0Hn=374.1hrsmin＝hrmin－Hn＋h损 （9-50Pa

h损失——通风机附属装置和出口的风压损失，通常为20~50Pa，在此则，hrsmin＝984.6－374.1＋50＝660.550Pa

hrsmax＝hrmax－Hn＋h损 （9-Hn——表示时期通风的自然风压，hn夏＝0h损失——通风机附属装置和出口的风压损失，通常为20~50Pa，在此hrsmax＝1407.7＋0＋50＝1457.7(Pa)3）Q因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风Qf必大于矿井总Qf （9-k——漏风损失系数，不做提升用时取1.1

Qf＝1.1×55.4＝60.9hfRf×Qf2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确容易时期：Rrsmin=hrsmin/Qr1min2=660.5/60.92=0.178（N·s2/m8）时期：Rrsmaxhrsmax/Qr1max21457.7/60.920.393（N·s2/m8）容易时期：hrsminRrsmin×Qf2时期：hrsmaxRrsmax×Qf29-9 风压风压2K589-5所示，在图上绘制风阻线，并求出风机的实际工况M1M2。2K589-10。 由于Nmin/Nmax＝72.2/109.5＝0.66>0.6，可选一台电动机，故通风容易与时期均选 式中Ne——电动机功率，kw；Ne＝109.5×1.15/(0.93×0.95)＝142.5 hfs(198hfs(198 功率电压电流电压电流报主要通风机管理，制定措施，报省（区）5%15%；置一套通风机和一部备用电动机。备用通风机或备用电动机和配套通风机，必须能在10装有主要通风机的出口，应安装防爆门1次。改变通风机转数或风叶角度时，117条有关规定；危及井下工人的生命安全，我国《煤矿安全规程》规定要求在10min内能把矿井反转过来，而且要求风量不小于正常风量的60％。本设计采用反风道反风，即在出另开反在采煤工作面以及与其相互连接的上下平巷设置瓦斯仪检测中瓦斯含量严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新按井下在册人员配备式自救器3m利用环境安全监测系统，及时测定中的煤尘浓度防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水相邻煤层所有机道和回风道必须设置隔爆木棚采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘打开煤柱放水时表10- 设计矿井基本技术经济指 12层43m45（1）（2）6（1）d（2）班37（1）（2）8a9amm低（1）（2）（指井筒形式、水平数（1）m（1）个1（2）个0m（1）m（2）m个2，存在围岩应力作用下表现为顶板极易离层冒落难以形成承载结构两帮移近、环。该类回采巷道采用传统支护方式如工字钢支架、U型钢可缩支架支护时不仅在掘进影，0.3～3m易与上部岩层离0.5m时（0.5m厚的随采随冒的软弱岩层不能叫伪0.5~3.0m之间，而煤皮与顶板又易分离或0.5~3.0m，其上为较硬岩层或咬合住的断裂岩块，再生顶板与它又1所示。2所示。3所示。图 图 图 图 200~400mm。5~8m以上。1。 τ= （2-式中Cr————层面处的黏结系数；στ2-层岩层的这一活动过程可以按均布载荷作用下的固定梁或简支梁变形破坏过程的分析加以说明。6所示。图 图 H为 式中ζ————压缩蠕变系数,0.5~0.7；hk————kσk、γk————k60°~80°；n————n=4其中，可按下述步骤确定冒落空间上方露分层的层位hiLiLi=Li－1－2hi－1cotδ Lji。设巷道顶板岩层各分层的顺层抗拉强度及重力密度分别为σi、γ（i=123…k…n况 （2-Lj（i=123…k…n7为开掘巷道后岩体的受力情况，N为垂直应力，FNNN FFFFNNN图 2.1MPa25.3MPa。在巷道顶底板中出现拉主应力的绝对值大9所示，巷道顶底板中出现了范围较大的卸压区(应力降低区)，巷道顶底板表面1/4左右，由顶板表面向上及由底板向下垂直应力降低2.251/21.7m左右范围内，应力集中系数仍达到1.25。侧压系数人对围岩的应力分布影响较大，λ<1时，巷道两帮是应力增高区。在模λ=0.3所模拟出的结果符合以上所述的规律。巷道两帮在高集中应力的作用下，容易图 图 125mm142mm10所示。10中位移不连续处即为顶板离层发生处，由于复合顶板中各薄岩层节理、裂隙发图 传统的悬吊组合梁组合拱等锚杆支护理论是根据处于弹性状态的完整岩体，C、内摩擦角E的作用，未涉及(岩特别是处于峰后区围岩强度得到强化，提值强度和残余强度。uasin

(pcctg)sin(1sin)(pi

（3-(pcctg)(1sin)R pi

（3-p——原岩应力；pi——支护阻力；a————G——3-13-2p，反映岩石强度性质的内摩擦角和粘聚力cp是定值，1锚固体破坏前后的内聚力C、C*、内摩擦角、*、锚固体极限强度1

23破裂岩体中布置的锚杆强化了岩体的和*，*的强化大于的强化，与* 破裂岩体的和*随 0 0联合支护并非是各种支护构件的简单叠加，而是应该适应巷道围岩非线性大变形的特点，σσ0ε图 ABAD点，仍处A图 锚杆与围岩耦合作用分析。传统的组合拱设计观点认为，巷道围岩打入锚杆后所αα45°。根据数α刚度上相差两个数量级时，锚杆的作用范围比通常认为的锚杆顶端沿45°向下的区域增加60%10MPa10GPa时，通常的认识才45°范围内。模拟结果GPa20%10MPa时，才是通常认Py发生集中。212143643 图 kN的锚杆数量只占1/4。在多数情况使锚杆(索)初锚力很快下降，实际上成为支护。20世纪80年代以前，我国只在简单条件下使用普通圆钢锚杆，杆体直径一般为14mm，16mm，18mmQ235235MPaI00kN以下；8020MnSiB级螺纹钢作杆体，杆体18mm，20mm，22mm340Mpa100Nk以上，进行分类：σs340MPa为普通锚杆；340MPaσs600MPa为高强锚杆；σs600MPa为10kN预紧（应）14所示。15所示。16所示。板的安全可靠性要求更高而强调一些。复合顶板层状赋存松散煤体巷道应该遵循“帮顶同图 hh图 图 （b）300Nm12-15kN，因此高预紧力锚杆能够明显提高锚杆安装质量。10m范围内松动较为严重；工作面前方支承压力明显影响的范围小（15~20m，作用时间短（5~10M和减摩措施提高预紧力；W型钢带系列，可供不同条件的巷道支护使用；。采取必要的辅助支护措施条件下煤巷的一个共同特点是围岩破坏范围和变。在试验巷道中每10-20m安装一台，利用该仪器外露端的颜色和数值，可以非常直观地观。加强回采工作面前方的超前支护条件下的煤巷从掘进至本回采工作面采。巷围岩的稳定性可分为非常稳定(I类)、稳定(II类)、中等稳定(III类)、不稳定(IV类)和极不稳定(V类)54。19978月)5hh=(100- （4-式中MRB——地质力学分级指标；LbSb1Sb2的确定

（4- （4- 4 I一般为一侧己采空的围岩较稳定的回风10m；煤质中硬煤柱应力集中的影响；煤柱影响系数0.等V I杆体直径>16mm1.6~1.8m0.8~1.2m64~80稳1.6~2.0m0.8~1.0m1.6~2.0m0.8~1.0m1.8~2.4m0.6~1.0m锚杆+W钢带+18~221.8~2.40.6~1.0V18~242.0~2.60.6~1.0Le （4-式中Lc——D根据材料力学计算出锚杆直径 （4-式中P——0.1Ls （4-式中L1——L2——锚索的外露长度，对顶板而言，L2为冒落带(或离层)制能力。目前，常使用的钢带有：钢板钢带、W型钢带和圆钢钢带。强锚杆支护的预紧力，提高锚杆预紧力是防止顶板离层的重要；张荣立，何国纬，李铎.《采矿工程设计手册》[M].：煤炭工业戴绍城，李世文，李芬等.《高产高效综合机械化采煤技术与装备》[M].：煤炭工业郑西贵，李学华.《采矿AutoCAD2006与提高》[M].徐州：中国矿业大学 杨孟达.《煤矿地质学》[M].：煤炭工业 工业中配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》[M].徐州：中国矿业大学， 中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算》[M].：煤炭工业煤炭科技名词审定.《煤炭科技名词1996》[M].：科学窦林名，邹喜正，曹胜根等《煤巷围岩控制与监测》[M]．徐州：中国矿业大学，林在康，李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》[M].徐州：中国矿业大学，中国煤炭建设.《煤炭工业矿井设计规范》[S].：中国计划，杜计平，孟宪锐.《采矿学》[M].徐州：中国矿业大学，岑传鸿《顶板防治》[M]．徐州：中国矿业大学 版社 孙久政，万清生，刘钦德《回采巷道薄煤层复合顶板控制技术及工程实践》[M]．：煤炭 工程．2001，20（1：53- 与安．2008，25（3：286- 穆海洋，毕业武，蒲文龙．复合顶板回采巷道锚，梁，网+锚索联合支护技术[J]护．2009，1：28-31张士环，朱贵旺，尹建国．复合顶板煤巷预拉力锚杆(桁架)支护技术[J]．矿山压力与顶 板管[48]王永祥，韩恒梅．软厚煤层复合顶板的锚网支护设计与施工[J]．煤炭工程 [39]宋钧，陈衍宽，李润河，韩复生，祝文德，马春玉．锚网支护在复合岩层条件下的应[J]2005，36（615-[40][J]6TriggeringofSeismicityRemotefromActiveMining

ByDepartmentofMiningEngineering,Queen’sUniversity,Kingston,Ontario,CanadaObservationsofseismicityandgroundcontrolproblemsintheSudburyminingcamphaveshownthatlate-stage(young)sub-verticalstrike-slipfaultsaresensitivetosmallmining-inducedstresschanges.Thestrength-limitednatureofstressmeasurementsmadeintheregionindicatesthatthesestructuresareinastateofmarginalstability.Numericalcontinuummodelsaredevelopedtoyzethebehaviorofsuchstructures.Inthemodels,shearstrainlocalizations(faults)evolvesuchthatthereiscloseinctionbetweenthefaultsystem,stresses,andboundarydeformation.FaultslipactivityinthesesystemsisnaturallysporadicandreproducesthecommonlyobservedGutenberg-Richtermagnitudefrequencyrelation.Itisshownthatarelativelyminordisturbancetosuchasystemcantriggersignificantseismicityremotefromthesourceofthedisturbance,abehaviorwhichcannotbeexinedbyconventionalnumericalstressysismethodologies.Theinitiallyuniformorientationofthestressfieldinthesesystemsevolveswithincreasingdisorder,whichexinsmuchofthescattercommonlyobservedindatasetsofstressmeasurements.Basedontheseresults,implicationsforstressmeasurementprogramsandnumericalstabilityysisoffaultsinminesarediscussed.:Triggering,microseismicity,stressysis,rockbursts,faultThemajorityofseismiceventsarounddeephardrockminesoccurclosetoexcavationboundaries.Theseeventsarerelatedtomining-inducedstresschangesleadingtodamageinvolvingfracturingofintactrockorslipalongpre-existingdiscontinuities.Extractionlayoutsleadingtohighlystressedstructuressuchaspillarsandabutmentsareparticularlypronetoinducedseismicity.Withappropriatecalibrationofrockmassstrength,numericalstressysiscanbeusedtoestimatetheextentoffracturingandthereforetheextentofnear-excavationseismicity(Becketal.,1997;PotvinandHudyma,2001;BeckandBrady,2002).Characteristicsofnear-excavationseismicityincludeswarmsofeventstriggeredbyproductionblasts(whichcausearapidchangeinthestressfield),followedbyagradualdecayineventfrequencytobackgroundlevelsoveraperiodofhoursordays.Theregularityinthefrequencyandlocationofnear-excavationeventsmakesthistypeofseismicityamanageableminingproblem.Acertainamountofseismicityalsooccursfurtherawayfromminingexcavationsandappearstobeuncorrelatedintimeandspacewithminingactivities.Eventshavebeenrecordedofmetersawayfromactivemining.Onthebasisofsourcelocations,ithaslongbeenrecognizedthattheseeventsaretheresultofsliponpreexistingstructuressuchasfaults,dykesorcontacts(Smithetal.,1974;Gayetal.,1984).Althoughthenumberofeventsclosetominingexcavationboundariesvastlyexceedsthosefurtheraway,thelatterareofgreatconcerntominingsincetheytendtobeoflargermagnitude,increasingtheriskofrockburstdamage.Sinceneithertheirlocationnormagnitudecanbepredictedinadvance,minesmustconsequentlymakemoreextensiveuseofheaviergroundsupporttocontrolpotentialrockburstdamagethanwouldberequiredifeventswereonlylocatedclosetoactiveminingexcavations.Duetothecomplexgeometryandgeologicalenvironmentofmostminesandtheavailabilityofnumerouscommerciallysupportedcodes,numericalstressysisisthetoolofchoiceforthemajorityofminingstabilityysis.However,onlyalimitedamountofsuccesshasbeenobtainedinusingnumericalmodellingtounderstandseismiceventsonfaultsa