采矿工程毕业设计（论文）-陈四楼煤矿4.0Mta新井设计

本科生毕业设计（论文题目 陈四楼煤矿4.0Mt/a新井设 矿井冲击矿压的预测和防治技 姓名 学号 班级 采矿工程2008-8 本科生毕业论文 学号：01080232 矿业工程学 采矿工 职称 讲 2012年6 学院矿业工程学院专业年级采矿工程08级学生姓名 任务下达日期：2012 1 8毕业论文日期：2012年3月 12日至 2012年 6月8日 陈四楼矿2.4Mt/a新井设计3000：成绩 成绩 提 2012摘2.4Mt/a新井设计。陈四楼煤矿位于河南省永城市西北郊区，交通较为便利。井田倾向（东西）5.55km，走向（南北）10.04km227.08Mt172.67Mt55.4a，矿井年工作日为330d，工作制度为―四六‖10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工翻译部分主要内容从环境和社会经济讨论小规模矿井的未来，英文题目为：Thefutureofsmall-scalemining:environmentalandsocioeconomicperspectives。

Thisdesignincludesofthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandThegeneralpartisanewdesignofChensiloumine.Chensilouminelinesinnorth-ofYongchenginHenanprovince.Thetrafficofroadandrailwayisconveniencetothemine.Thewidthoftheminefieldis5.55km,thewidthisabout10.04km，wellfarmlandtotalareais62.60km2.Thetwoisthemaincoalseam,anditsaveragedipangleis9.73degree.Thethicknessofthemineisabout2.45minall.Theminefieldgeologicalconditionissimple.Theprovedreservesoftheminefieldare227.08Mt.Therecoverablereservesare172.67Mt.Thedesignedproductivecapacityis2.4Mtpercentyear,andtheservicelifeofthemine55.4years.Thenormalflowofthemineis894m3percenthourandthemaxflowofthemineis1200m3percenthour.Themineralwellgasgushesthedeallower,forlowgasmineralwell.Thewellfarmlandistwolevelsinverticalshaftdevelopment;thecolemineisthelongwallmining;Theventilationtypeintheearlystageiscentralizedjuxtapose.Inthelatestagetwoshaftsintheboundaryshouldbedriven.TheventilationmethodisTheworkingsystem―four-sixt‖isusedintheChensiloumine.Itproduced330Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.SpecialsubjectpartsoftopicsisRockburstpredictionandpreventiontechniques.ItmainlyfortherockburstdisastermechanismpredictedmeasuresandpreventionTranslationpartofmaincontentsesisdiscussedfromanenvironmentalandsocio-economicfutureofsmall-scalemine.Englishtopicis:Thefutureofsmall-scalemining:environmentalandsocioeconomicperspectives。Keywords:Twolevelsinverticalshaft;stripdistrict;Mechanizedmining;tapehybrid 矿区概述及井田地质特 矿区概 矿区地理位 自然地理概 矿区开发历史及生产建设规 矿井建设的外部条 地质特 地 地质构 水文地 煤层特 煤 煤 开采技术条 勘探程度及存在问 井田境界和储 井田境 矿井工业储 构造类 煤层稳定类 矿井工业储 矿井可采储 井田边界保护煤 工业广场煤 井筒保护煤 断层保护煤 大巷保护煤 矿井设计可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 确定依 矿井设计生产能 矿井服务年 井型校 井田开 井田开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位置及坐 工业场地的位 开采水平的确定及带（采）区划 方案比 开拓方案的综合比 矿井基本巷 井 井底车场及硐 主要开拓巷 巷道支 煤层地质特 带区位 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区巷道布 带区生产系 带区内巷道掘进方 带区生产能力及采出 带区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 带区煤层特征及地质条 回采工作面长度的确 工作面的推进方向和推进 综采工作面的设备选型及配 各工艺过程注意事 工作面端头支护和超前支 循环图表、劳动组织、主要技术经济指 综合机械化采煤过程中应注意事 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下运 概 矿井设计生产能力及工作制 煤层及煤 运输距离和辅助运输设 矿井运输系 矿井运输系 带区运输设备选 设备选型原则 带区运输设备选型及能力验 大巷运输设备 主运输大巷设备选 辅助运输大巷设备选 矿井提 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提 矿井通风及安 矿井地质、开拓、开采概 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、火药库 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井通风方法的选 带区通风系统的要 带区通风方式的确 矿井风量计 通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确 各用风地点的用风量和矿井总用风 风量分 矿井阻力计 计算原 矿井最大阻力路 计算矿井摩擦阻力和总阻力 两个时期的矿井总风阻和总等积 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 安全灾害的预防措 预防瓦斯和煤尘爆炸的措 预防井下火灾的措 防水措 参考文 矿井冲击矿压的预测和防治技 引 国内外冲击矿压的现 国内冲击矿压现 国外冲击矿压的研究现 前苏 波 德 冲击矿 冲击矿压的分 冲击矿压发生的机 强度理 能量理 冲击倾向性理 冲击矿压的预测预 钻屑法监 实施方 冲击危险指 监测地点与时 电磁辐射监 监测方 冲击危险指 微震监测系统监 微震信号类型分 微震监测系统在回采工作面的应 地音监测 地音监测法介 ARES－5/E地音监测系统简 地音事件加权平均能量值分析方 卸压槽矿压观 观测站设置及观测仪器布 卸压槽矿压观 冲击矿压防治技术分 防御措 主动解危措 瓦斯抽 卸压爆 高压注水卸 大直径钻孔卸 钻屑出煤粉卸 改变巷道支护方 检测措 组织管理措 结 参考文 英文原 中文译 20122012PAGE28km1162220"300035"。矿区北靠陇海铁路，东临京沪铁路，青（龙山)阜（阳）20km处穿过，西有京九铁路商95km97km74km，其间均有柏1-1。+32.49m~+36.50m，一般在+32m至+35m3m左右。地表广为巨厚的2km处流过。井田内用于灌溉384m3/s（1963年。气温：1974~198426.89℃（7月份-0.3214.341℃(1959730日)，最低-19℃(1957221日)1022.5mm（1977年630.4mm813.6207mm(19577I4日)443.4mm(19657日~18日)1985.7mm（1978年1603.2mm，(1975年)1745.4mm12319cm.永城县地震基本烈度鉴定意见书‖（8402号文了地质构造及本区地震史之后，认为.―本区不可能发生六级左右地震，主要是受邻区强震影响，其地震基本烈度六度是最适宜的。‖又提出1-0交通位置图江苏图1线黄京宿杭海运江-0交通位置图江苏图1线黄京宿杭海运江南崇明县河宣海上至03东山河南郑陇海京九线商阜段津东山河南郑陇海京九线商阜段津青阜段漯阜浦线阜线线淮淮南长线铜8处。另外，矿区已经逐步形15.86km220kV110kV变电站，可1100m。自下而上叙述如下:（C3t3~593~164m，平均133m；3、二迭系(P)961.2mK6（P1xK5砂岩标志层底界与上石盒子分界；（P1S（P2s（K5~K94、新生界井田内覆盖层中，仅有上第三系和第四系，缺失下第三系。厚度300~430m1-1（后附矿井综合柱状图）陈四楼井田位于永城隐伏背斜之西冀，大致呈单斜构造，总体走向NNW，倾向3~10，10~15701-2。22 界系统组段 界|—四三二—组组 上统组 中统组中统组 正A正A正A正B正B1~1286.34m。浅部以大气降水垂直渗q=0.004~7.0/sm，K=0.6~23m/d。含水砂层之间及其与基岩之间有厚度比较稳定的粘土层，形成天然的隔静储量为主，易于疏干。q=0.1213/sm，K=0.568~3.91m/dSO4-Na。石炭系灰岩岩溶裂隙含水组：主要含水岩层为石灰岩(11层)L2、L3、方式为远方侧向渗透。q=0.000685~2.068/smK=0.00492~7.473m/d。水质类型SO4~CaNa，矿化度>2g/l。仅在芒山有局部出露。岩溶发育，富水性强。补给方式以远方水平渗透为主。q=0.000685~15.7/sm，K0.002~7.473m/dSO4~CaNa2.206~4.43本井田水文地质类型为中等—/sm，30m的粘土层阻隔，正常地段对250井田内断层富水性及导水性弱，q<0.001/sm；F12煤与对盘太原组灰岩相接，可视为弱补给边界。通过采用―集水廊道‖894m3/（其中K5328m3/h；217~2015.85m。其中有经济价值的为下1、三24三层。211.30m08线以南。04线以南21.7时，可选性为易至极易选；1.7时，可选性中等；化学活性一般不佳；热稳定性差~中等；2煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发集点之外，都属瓦斯风化带，直至-800m以深。虽然瓦斯煤样的取样手段比较落后（集2m3/td左右。52煤层在-650m636531231℃，属一级热害区；三20312孔至-650m以深出现小范围的一级热害区。21993388143.947380.9m19865242711722日送交煤委复查。1986827正式批准后的陈四楼井田精查地质报告‖:m的―入‖字形断层（F3、F4）未作钻探验证。K5427m4煤层的直接充水1980年前钻孔封孔质量不好，1980年后封孔质量有所改进，但也难作出评价。对于先期开采地段的地质遗留问题补充部分勘探工作(见第二章第三节)，列F3、F4煤层可采煤层可采平均平均厚度（）三5炭质岩三4泥岩炭质岩泥岩砂质砂岩2细炭质岩三1二2岩1-48.62km10.36km4.43km1.41km3.80km；井田面积约2-1。

2-117~2020.85m5层，22煤层，为本次勘查的主要工作对Km>0.95，γ<25%， 标薄煤γmγγγγγγ5γγγγ02-1：22煤层，2煤层为一稳定~(偶含泥岩夹矸一层)该煤层全区发育，厚度变化较小，平均2.45m。层位稳定，煤厚变化相对较小，一般不含夹矸，结构简单，基本全区可采，属于较稳定煤层,1.46t/m3。ZmFZ——m——2F——22煤容重，t/m3

m=2.45m=1.46t/m3，陈四楼井田各区域青椒不同，所以分块计算得F=64122633.61m2，将其代入（2-1）Z（60%（30%（10%2矿井工业储量ZgZ331Z332Z333Zg——矿井工业储量，Mt；Z331——探明的资源量，Mt；Z332——控制的资源量，Mt；Z333——

0.9k0.70.9。ZgZ(603010%=250m22-22PjHLmH——L——m————Pj——井田边界保护煤柱损失，Mt

H=30mL=39968.7210m=1.46t/m3m=2.45m，因此代入（2-3Pj=3039968.72102.451.46×0.000001Mt/a0.700.15km2500m300m2-3abdcγφφφ

φφβδβδδδ

2-2 ta-占地面积/公顷（10t）-2-3煤层厚度围护带宽度表土层移动角8表土层厚度S=1440203.8369（m井田现已查明四条断层，即F1，F2，F3，F4，F5其中F1，F2，F3可靠且可控制，故其两侧各留50 保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得： Pf——F1，F2，F3L1，L2，L3——F1，F2，F3m——2——煤层容重，t/m3

Pf2-4：2-4储量Zk(ZgP)Zk——

P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的CZk(ZgP)工业资源储量工业资源储量330d计算，三八制作业（两班生产，一班检修16h2.4Mt/a。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A、矿井服务年限力T三者之间的关系为：TZk/T——Zk——A——T——1.3

T= 6————22.45m，为中厚煤层，赋存稳定，厚度稍有变化。3-1。4-1。 井筒形式比受地形影响特有足够储量的山岭1井筒长，辅助2通风线路长、井田内煤层埋藏不地质条件不需要特殊法施工的缓斜和1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和2井筒短，提升速度快，对辅助提升特3当表土层为富含水层的冲积层或流沙41井筒施工技术要求有较高的2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑2-2500m300m；地面标高+35m。其大小确定的依据前面第开采水平的确定及带（采）2223～15°，一9.73°，为缓斜煤层，故设计为两水平开采。一水平标高-500m，二水平-740m。采Mt 第一水平标高-500m第二水平标高-620m第二水平上下山岩层大巷方案二：立井两水平直接延深第一水平-500m第二水平标高-740m第二水平上山 第一水平标高-500m第二水平标高-620m第二水平上下山岩层大巷 第一水平-500m第二水平标高-740m第二水平上山岩层大巷 方案基价(元费用（元（元0000用（元门7门2012201223（基价（元（元升00（年基价（元（元（基价（元（元4 方案基价(元费用（元（元0000门7门520122012PAGE25（基价（元（元升00（年基价（元（元（基价（元（元基价(元基价(元费用（元费用（元5167用（5元2门门（（元费用（元6升服务年（年（元费用（元（（元费用（元8620122012PAGE28基价(元费用（元（元门7门（基价（元（元升（年基价（元（元（基价（元（元4-54-6接延深第深第延深第二水平合计（万元49从经济比较得知方案一的总费用比方案二高方案三的总费用比方案四高但是由于陈四楼矿的涌水量较大不太适合采用山下山开采所以采用方案二和方案四更合适242的生产经营费用可能要低一些。因此，两方案还需要通基价(元费用（元（元0000门7门56（基价（元（元升00（年基价（元（元（基价（元（元

4-7基价(元费用（元（元门7门6（基价（元（元升（年基价（元（元（基价（元（元4-9（万元生产费用（万元合计（万元0.19%在后期开采中更能体现其优势综上所述决定采用方案二——立井两水平直接延深第4-54-1020122012PAGE3250504-5750750 20122012PAGE99 8004-7a提升容两对12t箕斗多绳摩檫轮提2井筒支护50基岩段毛断面2表土段毛断面积27.2m40.69m2，井4-64-11。提升容1.5t矿车双层四车加宽罐笼2井筒支护50积2积24-7所示，主要参数见表4-12表土段井壁厚2井筒支护基岩段井壁厚2502根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求:4-8。1.0~1.5MG1.7-6A4500×1060×155015节车厢。一列车的长度：＝40.580m240m10t220t 82 824-89-主、副井联络巷；10-4井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算，一般大型矿井取小9444.8t1416.7t8m，b—输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道取800mm，带区巷道一般取c—970mm。4-64-16，运输大巷每米材料消耗量4-17。回风石门选用的断面与运输大巷相同。b—580mm，带区巷道一般取300~500mm780mm；则轨道大巷净宽度为：B2=1300+780+1050+1050+620=4800mm4-19。辅助运输采用架线式电机车牵引1.5吨固定厢式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅kg(锚喷B=4800)4-94-10 净周净进外露长排间计算掘进工程量粉刷面计算掘进工程量粉刷面锚喷射金属药积数量材料网数量铁根个岩喷射 净周净进度排间计算掘进工程量计算掘进工程量粉刷面锚喷射金属药积数量材料网数量铁根个岩2102分带为首采区，设计如下：3574.5m1526.5m191526m。设计首采带区（南一带区）217~2015.85m。其中有经济价值的为下1、三24共三层。22煤层为一稳定~(偶含泥岩夹矸一层)3°～15°，9.731.46t/m32.5左右；井田1cm3/g；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。2煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生―底鼓‖5-1。顶板顶板泥底板F12煤与对盘太原组灰岩相接，可视为弱补给边界。采用―集水廊道‖法计算，矿井预计正常涌水量894m3/h（其中：K5328m3/h​带区准备方式的确定1t固定式矿车。150～250m之间，吨煤生产成本最低，故工作面4m3mB为：B208.（m2101工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：UB=1000mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，

5-1煤由工作面刮板运输机→斜巷转载机、破碎机→斜巷胶带输送机→2101副井→轨道大巷→21012巷→2101工作面→21011巷→胶带运输大

5-2供电：地面变电站→副井→中央变电所→轨道运输大巷→辅助运输斜巷→21012621012巷低洼处建一水窝，水由工作面排55KW水流方向：工作面→21012巷→辅助运输大巷→副井井底水仓→掘进通风：采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-Ⅱ型2³552.45m1A330HLanC

煤层容重，t／m3；L——工作面长度，m；a——采煤机截深，m；n——12C0——0.97H1=2.8m=1.46t／m3L=200ma=0.8mn=11C0=0.97，将各1，可得：A(BB)mT

B2——回风斜巷宽，m；m——煤层厚度，m；T————B1=4.5mB2=4mm=2.45mT=3000m，=1.46t／m3，C2=0.70，将各3，可得：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100% 带区内工业储量为：23.8819.65/23.88×100%5°19m处，大1t固定式矿车运输，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车75m7mSQ—1200—75连续牵引车主绞车。1-2-胶带运输大巷3-4-绞车房5-分带轨道斜巷6- 8-回风斜巷9-分带运输斜21012~(偶含泥岩夹矸一层)的中厚煤层，1.46t/m32.51cm3/g；煤6-16-12m5°砂岩m6mm10~306-1200m。6-2煤厚型倾角5

6-37272.7t/d60%，采煤机功率按美国0.5kW•h/t，则： 装入刮板输送机。结合矿上实际使用情况，工作面选用西安煤矿机械厂生产的MGTY400/930-3.3D6-4：6-4MGTY400/930-3.3DmmtQ=60vMBγ Q——采煤机小时割煤量，t/hv——采煤机牵引速度，取5m/minM——煤层厚度，取2.45mγ——η——0.91500t/hSGZ—1000/1400型刮板输送机。SGZ—1000/14006-5表6-5mVZZ4000/18/386-6。SZB-764/1326-7。PCM1106-8。SSJ1000/2×1606-9mmm°运输尺寸（长³宽³高mT6-7项目 备注型号-张mm链速-V圆环链规格-中部槽规格（长³宽³高m质量t项目 项目 备注型号-张-电-V外部尺寸（长³宽³高质量t6-9项目 型号-m带速-V带-机头外部尺寸（宽³高m质量tg= 式中：g——顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa；k——采高的倍数(支架上方的岩石厚度,6-8)；HS—单架支护面积，m代入数据得:g=0.43MPa<0.7由计算数据可知所选支架支护强度符合要求ZZ4000/18/384000kN。经则：P0=75%³4000kN=3000 HminHmax——支架的最小、最大高度，m；d0.025；由上述可知，Hmin、Hmax在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控6-5

6-15～10m10～15m。6-1所示。11.a21.b31.d41m1m200mm。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50mm10m要平缓过渡，50mm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（2／3200mm300mm之间；移架过程中100mm1050m，3320m段是压力集中区，特制订以下管理措施。150~200mm机组司机要掌握好采高,停机时及时停水,各级运输机司机严格把关,禁止杂物()工作阻力初撑力最小支撑高度最大支撑高度支护强度中心距底板比压支护面积DZ38－20／110Q0.7m0.9m20m0.7m。500mm左右（人行道侧1m。③机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,3m1m的戴帽点柱（用单体柱。1.8m,0.7m15m2.0m处，50m回收,70m以外。（1）0.8m，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0.8m（循环 N330X——每天循环进刀数；12D——截深，0.8m；A0t/年；L——工作面长度，200m；M——煤层厚度，2.45m；R A0=200³3168³2.45³1.46³0.95=225.31（万吨/年A= A0——工作面出煤量，万t/年；则 12121割 移 推 割煤2由于工作面的煤厚有所变化,所以为了使采出率提高应随煤厚的变话随时增高或降低液压支架的高度。2.8±0.1m。5-10m追机作业，并及时伸推溜：在移架后顺序推移前部输送机，滞后采煤机10-15m左右，其弯曲段长度不222282222822228111141111522228211158444222282111511114211151111411114111141材料费费（C3）5元/吨（。2工资费吨煤用工=95/(0.6³9³2.45³1.46³200)=0.02（工/吨120元/吨煤工资成本=日工资³吨煤用 =120³0.03=2.4（元/工3工作面设备折旧费

原始价格残值清理费服务年限330产量

a5%b3%c10d4924.8吨/天计算。6-12。折旧费（元11111111 吨煤动力用电消耗=电机容量总和³开动台数³循环开动小时³负荷系数/ M——煤层厚度，2.45m；R——煤层容重，1.46/m3；d——循环进尺，0.8m；K0.95。每个工作面的循环产量1500kW2小时代入得：吨煤照明用电消耗=照明用电总功率³循环照明小时数/ 式中，单价取1.0元/kWh＋电费 =20.358（元/吨

单 1m23m4m5°56m7%8m9刀mt人t/1.5厚的老顶；1.78m3/t2.4Mt/a。根据以风定产的要求以3m保护煤柱。的皮带运煤，布置动力电缆；21012辅助运输巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管斜巷支护（见采煤方法图m2300-400m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不1)WΦ22mm2.4m，左旋无kN800mmWX220/3.0mm6.3m1.6m150×150×8mm30230kN800mm；153m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟顶支2.4Mt/a。33022煤层为一稳定~较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)3°～81.46t/m3，2.51m3/t；煤尘的爆炸性和自然发火m5200m7272.7t，必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产运输设备配套选型如下：前后刮板输送机型号为SGZ—1000/1400，转载机型号为6-46-56-66-7。t/aATAn

K——1.2；T——16小时；η——运输设备正常工作系数，取0.8；则：An

1.2×2400000681.8t/2000t/h1000t/h8个。WF

2KD

20.50.450

Z

(GG0)(sinWcos

8＜118150kN的拉拔力。37kW、55kW75kW三种。12°SQ-1200-75连续牵引车，具体参数7-1项目 型号-t°绳速1.0/1.7m-681.8t/h接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1000t/h，故带区皆设缓冲煤仓，两者均采用7-2项目 型号-粘重t7轨距供电VNh机-台2--ｍ7外形尺寸（长³宽³高辆3项目 项目 型号-容积mt1轨距-外形尺寸（长³宽³高质量数量辆7-4项目 型号-tt轨距-外形尺寸（长³宽³高质量数量辆7-5项目 型号-PRC-个3轨距°外形尺寸（长³宽³高mm质量数量辆60t21671860m3660m3ｍ/s90t2.4Mt/a55.43301m3/t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较矿井开拓方式为立井两水平开拓：一水平标高-500m，二水平-740m；主井净直6.5m33.17m2770m7.2m40.69m2，井深750m12t1.5t固定备两套型号为JDGY12/110×4的箕斗提煤，地面设落地式多绳摩擦提升机，型号为JKMD-3.25×4(III)8-1～8-3。t提升钢丝根4平衡钢丝根2t8-2JKMD-m提升钢丝最大静拉力差根4t自重（不含电气设备t8-3 芯N—H=HS+HZ+HX(8- TX=Vj/a+H/Vj+u+θ(8-a—0.8θ—10s。 则：Ns=3600/101.88=35次 C—1.3；af—1.3；ts—日净提升时间，16hQ=As/(2×Ns）(8-8-4经济提升/ms-一次提升小时提升小时提升一次合理1.5t双层四车加宽罐笼。罐笼、提升机和钢丝8-5～8-7。8-5辆4人tt根4根2JKMD-JKMD-m4提升钢丝最大静拉力根4t自重（不含电气设备t8-7 芯N—井田位于黄淮冲积平原东部，地势低洼平坦，自西北向东南微微倾斜，地面标高+32.49~+36.50m，一般为+32m至+35m3m左右。地表广为巨厚的新生NNWSWW2露头线；西至―环状断裂‖；北达F3812.11km，8.62km10.36km4.43km1.41km3.80km；井田面积约2.4Mt55.4a。1m3/t井田开拓采用立井两水平采带区式结合开拓，一水平标高-500m，二水平-740m。为200m，同时布置一备用面，根据通风MG300-W0.8m2.0~3.7 1D9302340004900051326巷11078巷1259950—巷400012ZZ4000/18/389-1。21012103工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和一个北翼胶带运输变电所、充电硐室、火药库50079矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式；通风方法（矿井主通风机9-2。9-2少好120m；煤层为缓倾斜平煤层，分三个带区和五个采区，煤层无自然发火危险，煤尘无爆2.4Mt，属大型矿井，本设计选用中央并列式通风方矿井通风方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：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​带区通风系统的要求0.5mg/m310min40%1m3/t10m3/t​通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定221012103；平巷掘进头两个；岩石2煤第一水平后期上山开采西二带区工作面时为通风困难时期：设回收边角煤煤巷掘9-19-2Q(QaQbQcQd)Qa——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/minQb——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/minQc——硐室实际需要风量的总和，m3/min

Qd——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min1.15～1.21.25～1.3。50%。9-1Qai100qaiKaiQai——qai——i

Kai——iKai=1.2~1.6Kai=1.4~2。已知qai=1m3/minKai=1.5，可得：Qai=150长壁工作面实际需要风量（Qai，按下式计算：Qai60VaiSai

Qai——Vai——iSai——第im2已知Vai=1.6m/sSai=22m2，可得：Qai=2112。采煤工作面风速Vai。采煤工作面风速Vai9-2按人数计算实际需要风量（QaiQaiQai——按人数计算实际需要风量，m3/min；4——4m3的规定风量，m3/min；Ni——i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。Ni=58，可得：

9-3Qai=2322112m3/min0.25m/s4m/s的要Qai≥0.25×60×

9-4Qai——Sai——i个采煤工作面的平均面积，m2按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（QaiQai≤240×Sai已知Sai=22m2Qai=2112m3/min，可得：330m3/min≤Qai≤5280m3/minQai=2112m3/minQajQaj——备用工作面所需风量，2112m3/min。Qaj=1056m3/min

1％的要求计Qbi100qbiQbi——iqbi——Kbi——Kbi＝1.5～2；已知qbi=1m3/minKbi=1.6，可得：=160

Qbi4Qbi——4——4m3Ni——i60人。可得Qbi=240m3/minQbi=240m3/min

100～150m3/min60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min100～200m3/min。130m3/min70m3/minQdi133qdiQdi——qdi——

Kdi——Kbi＝1.2～1.3；已知qdi=1m3/minKdi=1.2，可得；Qdi=159.6m3/min1=5425.6=4701.12Q4NQ——N——K——N=500K=1.5N=3000

两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5425.6m3/min，通风困难时期为1.2就是各用风地Q综=2112×1.2=2534.4Q备=1056×1.2=1267.2Q掘进=240×1.2=288岩石大巷掘进面：Q掘=240×1.2=288机车检修、充电硐室：Q充=150×1.2=180火药库：Q火=130×1.2=156其它巷道：Q其它=159.6×1.2=191.5m3/min9-5速风速风速88886468646890%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。2940350mm12345678采面910111214151617181226272829303738394041采面42434446474849计算矿井摩擦阻力和总阻力hULv2/hfr————U——L——v——S——令/8，Ns2/m4

若通过井巷的风量为Q(m3/s),则vQS,hLUQ2/S3

L、USa值只和成正比。故把上式中的LUS3R来表示，即RLU/S3，Ns2/m8 RfrαL、U、S的影响，对的影响。故 R

，

hmd1.1h5f 1.2——1.15hme=1509.80hmd=3178.20RhQ

R RA1.1917

Ns2/Q/40.门 号(Ns2/m4)液压支架工作面R——矿井风阻，Ns2/m8；hm——矿井总阻力，Pa；Qz——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。R=0.18Ns2/m8=2.82R=0.51Ns2/m8Ad=2.349-8等积孔＜1m21～2m2＞20.35NS2/m8，5年。5°；90%。150m以下，井深均小于hsehmehn

hse——hme——hn——hnhb——20～5050Pahse=1559.80hsdhmdhn

hsd——hmd——hn——hnhb——20～5050Pa

=3178.20＋0＋50=主要通风机的实际通过风量Qs

Qs——Q——风井总风量，m3/sQse=1.05×5245.6Qsd=82.27 风压风量/m3•s-风压平 作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h RQ2 Rh

==0.18NS2/m8困难时期： h/

==0.45NS2/m8QQ

9-5QQ

H

R

20.18Q

H

R

20.45QR(NS2/m8)根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井前后期风机型号均为2K56-NO.242K56-NO.24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，9-12。/°(rmin)HfminHfmax计算电动机HfminHfmax=190/335=0.56﹤0.6，故通风容易时期和困难时期需要选用不同的电动NeNfke

He——Nf——ke——HeeHedY355-39-2Y400-46-29-1312层13m4°3～15（5（1）（2）6（1）d（2）班37（1）（2）8a9amm—低1—（1）（2）（—mm（1）个1（2）个1m（1）m（2）m个3——3—（1）m20122012PAGE146（2）m/（2）m/（3）m3/千林在康、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：煤炭工业出版社中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.北京：煤炭工业出版社朱真才、韩振铎.《采掘机械与液压传动》.徐州：中国矿业大学出版社洪晓华.《矿井运输提升》.徐州：中国矿业大学出版社章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学出版社AutoCAD2006王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学出版社杨梦达.《煤矿地质学》.北京：煤炭工业出版社刘刚.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学出版社专关键词：冲击矿压预测预报冲击矿压是威胁煤矿安全生产的严重灾害之一,冲击矿压现象是一种以急烈,猛烈破坏为特征的矿山压力的动力现象,常伴有很大的声响,岩体震动和冲击波,在一定范围内可以感到地震;有时向采空空间抛出大量的碎煤或岩块,形成很多煤尘;有时还释放出大量的瓦斯,常导致巷道支架遭到破坏,设备移动和空间被堵塞。轻微的冲击矿压俗称放煤炮。冲击矿压具有以下特点:一般没有明显的宏观前兆,难于事先准确确定发生的时间、地点和强度;发生过程短;!破坏性很大。随着煤层开采深度的增加,这种现象愈来愈多。,,开始巷道发出咔咔声,紧接着伴随着强烈的风暴,吹垮支架,破坏了通风系统,造成人员伤亡,对采区和矿井造成式释放,在井巷发生爆炸性事故,造成煤岩体振动和破坏,动力将煤岩体抛向巷道,同时发出强烈声响,,200多年的历史,,,200～1000m,,煤层由薄到特厚,倾角由水平到急斜,,都发生过冲击矿压;在生产技术条件上,不论水采、炮采、机采或是综采,全部跨落法或水力充填等各种采煤工艺,还是长壁、短壁,巷柱、倾斜分层、水平分层、倒台阶、房柱式等各种采煤方法都出现过冲击矿压。因此,研究冲击矿压预报预测与防治技术,我国最早记录的冲击矿压现象于1933年发生在抚顺胜利煤矿．当时的开采深度为煤层均发生过冲击矿压，而且采深从200~1000m200~600m10~30MPa10~40m的200~800m，地质构造从极简单至极复1738年英国在世界上首先报道了冲击矿压现19479个矿区出现了冲击1951个单位配合国家技术监察部门与生产单位—起着手解决煤矿的冲击矿压问题。经过25年19805~6次。在前苏联金属矿，冲击矿压的频度比煤矿要小得多，其主要形式为岩石弹射、震动和微冲击，主要发生在北乌拉尔铝土矿等20余个矿山。开始出现的300~700m．主要岩石种类为辉绿岩、正长岩、花岗岩、凝灰岩以及铁矿石、铝土100~250MPa25~30MPa。前苏联波兰有三个井工开采煤田：上西里西亚、下西里西亚和鲁布林。产量的98%来自上西里西亚煤田。该煤田中煤的强度为10~35MPa，煤厚0.5~20m(般1.5~3.5m)，倾角96.2%83.7%。600号、70080045%500400m，随着采深的增加，冲击矿压危险309740113m。鲁尔矿区是德国的主要产煤区，也是发生冲击矿压的主要矿区。1910~1978年间共记载了28320余个，其中底克班克、阳光和依达l0~20MPa，煤种为长焰煤、气煤和肥煤等。冲击590~1100m850~1000m75%2000m3。1~6m1.5~2m4°~44°。5~40m较厚的砂岩或其他坚硬岩层，

当煤层和顶底板刚度之和小于零，煤岩体强烈破坏，发生冲击矿压。煤矿中，煤22所示。强度理论以“矿体——围岩”系统为研究对象,考虑了系统的极限平衡,认为冲击矿压ni1iRσiR建立冲击矿压力学模型如图2-2 系统结构模设顶板质量为m1,刚度为K,煤的质量为m2,煤柱中的力是位移和时间的函数,即P2f(u2,dPm 1K(uu 1dt 式中u1——顶板的位移;假设顶板位移为零,煤柱中的位移增加了Δu2,f'(u,t)Kf'(u,t)Kdd若顶板来压,顶板加速度为dt 煤柱处于稳定状20世纪70年代末,强度理论得到进一步发展,具有代表性的是夹持煤理论,应是:应力高、并储存有相当高的弹性能。只要高应力突然加大或系统阻力突然减小,煤体可产生突然破坏和运动抛向已采空间则形成冲击矿压(见图2-4)

2050c.T.2060年代末期中期英国学者库克duEd dtdu

dup式中

——分别是围岩系统、煤体内的能量释放速度du

——克服围岩边界阻力和煤体破坏时吸收能量的速度α,β——分别为围岩系统、煤体内能量释放的有效系数。df(uZ,t)Kdf(uZ,t)utusu

1(2

)2(K

df(udu

,t))若顶板来压,顶板加速度为,则煤岩体释放能量为u1(

)2(K

df(u

,t))

1m(du1) 2

du

1发生冲击矿压时,vmin抛出,vmin是发生冲击矿压的必要条件,只有du

du2UK 式中ρ——破碎煤岩体的平均密度du210m/肯定发生冲击矿压。若取ρ=2.5³103kg/m3,则发生冲击矿压最小动能为Ukmin=1.25³105J/m3EsEx2-5所示: 由图可知:煤越软,煤岩变形越大,CD段越长,CDFQ围成的面积越大,Es/Ex越小,冲击能KE越小,1;反之煤硬脆性越好,煤岩变形越小,CD段越短,CDFQ围成的面积越小,Es/Ex越大,冲击能指数KE越大,如曲线2,从而说明煤的脆性越好,发生冲击矿压的可能性弹性能指数KET——煤样在单轴压缩条件下破坏前所积蓄的变形能与产生塑性变形消耗的能量的比值,2-6所示1.卸载曲 2.加载曲 Φsp.弹性应变能Φst.塑性应变图2-6弹性指数WET显然,积蓄的能量愈多而消耗的能量越少,(3)动态破坏时间Dt——煤样在常规单轴压缩实验条件下,的时间,2-7所示 实践表明:KE和WET两个冲击倾向指标大于某个值时,就会发生冲击矿压,这一理论称为冲击倾向性理论。至今煤炭部门还在沿用这一指标(2-1),并制定了标准。,我国冲击矿压灾害已经波及大部分矿区,其中部分深部开采矿井的冲击矿压灾害已经达到严重影响安全生产的程度。由于冲击矿压发生的原因和条件的复杂性和多样性,论解释了冲击矿压的一些现象,具有简单直观和便于应用的特点,但缺乏充分的理论依据,对冲击矿压动力学特征的描述还不够;能量理论可以解释一些现象,但它把岩体看成纯弹性的,不符合冲击矿压使煤岩体破坏的事实;冲击倾向性理论只考虑了岩石的性质,只能提供冲击矿压发生的一个必要条件,以此理论来判断冲击矿压发生与否是片面的。为此,我们既要加强对发生机理的研究和创新,测量与数值计算方法的研究,针对煤矿采场地质开采条件复杂多变和不断推进的特点,为工程现场找到简单易行的方法,把冲击矿压预测和防治建立在科学基础之上。φ40mm套节麻花钎子配φ43mm钻头打眼,孔深应3.5倍采高或巷道高度，钻孔布置在巷高或采高的中部，方向垂52m1次煤粉,用弹簧秤称出钻出煤粉重量3-1中的表3-110～30m，超前支撑应力影响范围；10～15m，全面监测，重点区域重点监测。

5m23～4d，采煤工作面间隔3个循环。掘进工作面根据循环进尺，保证掘进进度处于监测范围。KBD5型电磁辐射监测仪对采掘工作面内冲击危险区域进行多点动态跟踪监测，2min7～22m。具有冲击危100m10m，定点观测，311个3-1。

图3-1.3-2。

3～512～18kg2000～3000J，采集到的震动3-3。 矿压。冲击产生的震动信号特点在于其振幅较大(释放能量大)，信号持续时间短，衰减P3-4720～36m(30m)。产状:倾向为328;18722020～3m的砂泥102m90m102m201028329日凌晨垮20103722043-5图3-5月1217．0m14m4～8架棚老塘掉落厚一层破碎伪顶。31929．6m26．9m2～151m厚左右破碎直接顶。320日，2～15架棚老塘掉落厚度15～20m152架左右顶板329564m518m时，1～29架2～3m3004～1厚破碎顶板。329334分/438450m处材料道的反向风门被吹开，且有变形。从第一次垮落至1:133架棚后老塘已掉严;34～37架棚后悬1～2m;38～46架棚后8～13m0．6～1．2m;57～6715m左右顶板弯曲下沉;68～735～15m;74～802～4m;运输道老塘悬顶被冒落矸石充填，运输道10³15m25m左右厚;20³30m老塘悬顶掉1．5m左右厚。45～50架断层处由于支架未前拉，且支架支护状况不好，使该06m02m。330～31日部分弯曲下沉的直接顶逐步垮落，1～80架直接顶基本掉落充实老塘。3月份微震系统非正常采集时段:31551天;317日－98068h;32717:45～2810:2017h3-6722043-73-8分析可知，72204工作面震动事件的能量和次数与工作面回采、老塘顶板悬露与垮落具有偶合

［2区域一般集中在主要生产空间(主要包括回采工作面和掘进工作面)。通过提供统计单位［3－4ARES－5/EARES－5/E地音监测系统主要用于监测矿井主要采动影响区域内发生的煤岩体微观破裂现象(即地音事件)。系统的主要功能是通过对采煤工作面、掘进工作面小范围内的煤岩体状态进行连续监测，获取连续的地音数据;在对地音数据和实际情况进行综合分析3-9ARES－5/E地音监测系统的结构。3种演化可能::2种:地音事件在短时间内集中发生，事件数量、能量瞬时增多，煤岩体内积聚的3种:地音事件数量少、平均能量大，但释放的总能量较少，煤岩体内积聚的能量1.ARES－5/E情况对其进行降噪处理。ARES－5/E根据研究需要，在卸压槽中每隔50m设一个观测站。观测站的规格尺寸为：长³³深=1.5m³0.3m³1.0m3-10所示。

100m处安设水平位移测试仪、垂直位移测试仪和压力测试仪，工作面开采至距测站50m时仪器开始显示数据，但水平位移量和垂直位移量均很小；压3-2所示。击矿压的煤层作为保护层;②在倾斜赋存条件下,上保护层开采后,同区段的危险煤体都得得到保护,本区段危险层工作面滞后于下区段保护层工作面推进;③危险工作面于保护层工作面应同向推进,30～60m。滞后距离过小,上下工作面相互影响,支承压力叠加;滞后距离过大则容易进入应力恢复区的还原带,降低保护效果;④当相降低煤体的瓦斯压力。瓦斯抽放的基本方法采用专用设备和管路把煤层中的瓦斯抽放出确保煤矿安全生产的根本措施。瓦斯抽放方法可以分为五类：(1)开采层瓦斯抽放；(2)邻近层瓦斯抽放；(3)采空区瓦斯抽放；(4)围岩瓦斯抽放；(5)综合抽放瓦斯。其中综合抽放瓦斯方法是前四类方法中两种或两种以上方法的配合使用。选择抽放瓦斯的方法时应遵1．选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质条件2．抽放方法的选取以瓦斯来源及涌出构成为依据，如果瓦斯涌出量主34．有利于6．有利于钻场、钻孔的施工、抽放系统管网敷采用风动钻机（煤电钻、麻花钻杆配合φ43mm钻头施工炮眼。炮眼布置在煤层内，8~10m0.6m5~15m，炮眼距底板约0.6~1.0m4-14~5个卸压孔,以提高卸压效果。1m，孔内、孔间串联方式，长脚线连线引爆，每次装药炮MFB-200型放炮器。

煤层注水是在采掘工作前，对煤层进行压力注水。注水一般是在已掘好的回降低煤层冲击倾向性。实施煤体高压注水卸压，即从改变煤体的物理机械特性入手，对以及水对裂隙尖端的楔入作用(水楔作用)，使煤体扩大了原由裂隙，产生了新的裂隙，破煤体注水过程一般都是开始阶段泵压持续上升，当上升到一定值后10-20MPa左右)，突然下降(5-10MPa)，并相对稳定在某个泵压上，这表明煤体被压裂，裂隙开始扩展。泵②对地质条件的变化适应性差，易穿顶底板，不仅难以达到设计长度，而且还影响正常2.42mm。注水时，依次在每一个钻孔放入能自行注0.2MPa20min，逐步增加到规定压力。每孔流量控制1.5m3/h2／33.5倍采高加预定推进度。20m10m，特殊地点的注水孔布置根据现场实际（1）破裂和卸压作用如图4-2所示。钻孔卸压的实质是利用高应力条件下，煤层中积聚的弹性图4-22）100~300mm10~15m。5~10m10~12

4-3所示。经验表明，在多数情况下煤层钻孔是防治冲击地压的有效方法。图4-395mm10m。钻孔深度对于采掘工作面为煤层厚度（采高）344-4所示的卸压孔布置，在平40m12～15m，在后方巷道两帮每隔15～20m5～6m15m12m深的卸压孔，然3～4m5m左右，如图15b所示。钻机和运输车一起架在输送机上行走，利用一条链子和自移支架撑紧。打完一图4- 卸压钻孔布置方1.5～2m3m时，卸压效果降低。并提出单一钻孔周围破裂R按下式确定（式中β4-5所示的诺谟图确定：R＝ββSR250mm时，钻进过程中易发生 确定β的诺谟30m以在冲击矿压区域采取锚网支护和可缩支护,并根据冲击矿压严重程度提高支护强度,在巷道交岔口采用单体液压支柱或垛式支架加强支护,防止发生冲击矿压造成大面积的巷道破坏和堵塞安全出口。以跃进煤矿为例：跃进煤矿25110工作面是该矿25采区第1个综采放顶煤工作面，地面标高+0～596.0m394.0～451.7m2325采2525090工作面(已采)。开采中下2-1865m191m179.6万t10°158.4～13.2m1∶2.9214.41个月，采用走向长壁根据中国矿业大学冲击倾向性鉴定结论:2-1、2-3煤层冲击倾向性类别为Ⅰ类，强冲击倾5次中等以上冲击地压，预测回1007mN1152-1煤层中沿煤层顶板掘进，该巷道作为工作面的胶带50m3ZT2³4000/33/50型迈步式液压支架进行260m336U“O1/27/42G的“门式”液压支架进行超前支护，在工作面回采过程中随着转载机的拉移，在有跃进煤矿特色的“锚网索36U‘O’型棚门式支架”的“三级支护、三级让压”抗冲网索一级支护+U型钢全封闭二级椭圆支护ZD6400/27/42G型整体式强力液压4-6所示。

图4-6;确地预报冲击矿压可能发生的地点和位置,较准确地确定冲击矿压发生的强度和震动释放能量的大小。随着矿井开采深度的增加和开采难度的加大,地质条件、开采条件越来越复杂,冲击矿压灾害日趋严重。在这种情形下,通过对冲击矿压发生的影响因素与防治技术分析,搞清楚采场周围煤岩层中应力场发展变化规律以及掘进巷道和推采工作面冲击矿压防治技术,采取综合性的防治措施和防护措施,能够有效降低冲击矿压发生的次数和强度,使冲击矿压得到有效的控制。钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制〔M〕.徐州:中国矿业大学出版社,窦林名,赵从国.煤矿开采冲击矿压灾害防治〔M孙振武,代进,杨春苗,等.矿山井巷和采场冲击地压危险性的弹性能判据〔J〕.煤炭学报,2007(8):794-797. 文,纪洪广,魏小文,等.矿井冲击地压分类机理和预测预报研究进〔J.中国矿业.,2007(8):86-88.(2):61-窦林名.煤矿冲击矿压新理论与新技术［M］.徐州：中国矿业大学出版社38（6：6-［J77－［M［D［M［MThefutureofsmall-scalemining:environmentalandsocioeconomicGavinM.EnvironmentalPolicyandManagementGroup(EPMG),ImperialCollegeofScience,TechnologyandMedicine,RoyalSchoolofMines,PrinceConsortRoad,LondonSW72BP,UKAlthoughsmall-scaleminingprovidesinnumerablebenefitstotheruralinhabitantsandgovernmentsofthedevelopingworld,itsoperationshavebeenresponsibleforawiderangeofenvironmentalandsocioeconomiccomplications.Thisarticleexaminestheimpactsofsmall-scalemining,andprovidesaperspectiveonthefutureoftheindustry.Itfirstdescribessmall-scaleminingactivity,emphasizingkeydefinitionalandlocationalcharacteristics.Next,itexaminesthesocioeconomicimpactsoftheindustry,alongwithitsenvironmentalproblems.Thearticleconcludesbydiscussingthefutureofsmall-scaleminingindevelopingcountries.Keywords:Small-scalemining;Developingcountries;Environment;Small-scalemininghasbecomeanindispensableindustryinthedevelopingworld.Itsoperations,whichfeaturethemostrudimentaryoftechnologiesandmanagementpractices,provideemploymenttomillionsofruralinhabitants.Furthermore,therevenuesaccruedfromactivitiescontributepositivelytothemineralexportbasesandforeignexchangeearningsofanumberofAtthesametime,however,severalproblemsexistwithinsmall-scaleminingregions.Inadditiontocausingsignificantpollutionandlanddegradation,theindustryisrenownedforitsunsafepractices.Moreover,diseasessuchasAIDSandmalaria,whichareprevalentwithinresidentcommunities,arespreadingatanunprecedentedrate.WithoperationsincreasinginabundancethroughoutAfrica,AsiaandLatinAmerica,itisimperativethatgovernmentsbegintacklingkeysmall-scaleminingissueswithimprovedstrategy.Thepurposeofthisarticleistoexamineenvironmentalimpactsofsmall-scaleminingindevelopingcountries,andtoprovideaperspectiveonthefutureoftheindustry.Thearticlefirstdescribessmall-scaleminingactivity,emphasizingkeydefinitionalandlocationalcharacteristics.Thearticleconcludeswithabriefdiscussiononthefutureofsmall-scaleminingindevelopingAnoverviewofsmall-scaleMininghasoccurredonasmall-scaleforwellover2000years.Thereisawealthofevidenceindicatingthatseveralearlycivilizations,includingtheRomans,Greeks,Egyptians,andmostsuccessfulpre-colonialAfricangroups,engagedinwidespreadartisanalmineralextractionandwinningprocesses.Infact,theexploitationofmineralsonasmall-scalewaslargelyresponsibleforthewealthandstrengthofmostancientempiresandcultures.Althoughseveraldefinitionshaveemerged,‗small-scalemining‘isnowusedasall-encompassinglabelforthenon-mechanized,labourintensiveactivitiesoftheminingsector1.Whatmakesituniqueisitsoperationsandmanagementtechniques.Unlikelarge-scalecounterparts,whichcommonlyfeaturestate-of-the-artmachineryandskilledworkers,small-scaleminesareusuallyrudimentaryindesign,andarecharacterizedbyhighlymanualprocesses.Thetypicalmineoperatingonasmallscaleisaproducer,oftensporadically,oflimitedamountsofmineralfromdepositswithfewknownorereserves,and,whencomparedtolarge-scalemining,requirementsintermsofimplementationtimeandinitialinvestmentareextremelylow,andemploymentper-unitoutputishigh(Figure1),sinceashortageofadequatemachineryleadstoheavydependenceonmanuallabour.Inmostcases,technologydoesnotextendbeyondthebasicshovelandpick.Fig.1.Small-vslarge-scaleminingcomparativeprofilesSmall-scalemininghasbecomeanindispensablepartofthesocioeconomicfabricofthedevelopingworld.Theindustryhasnotonlytraditionallyprovidedawealthofemploymentopportunitiestoruralinhabitantsbutinrecentyears,hasalsocontributedsignificantlytoanumberofcountries‘mineralexportbasesandforeignexchangeearnings.Atthesametime,however,operations,collectively,hav