采矿工程毕业设计（论文）-祁东煤矿3.0Mta新井设计

本科生毕业设计（论文） 祁东煤矿3.0Mt/a新井设 深部巷道支护技术研 采矿工程2008-7 二〇一二年六月本科生毕业设计 名 学号： 院 矿业工程学 业 采矿工设计题目 祁东煤矿3.0Mt/a新井设 题 深部巷道支护技术研指导教师 职称： 2012年6 徐中国矿业大学毕业设计任务书学 矿业工程学院专业年 采矿工程2008级学生姓 任务下达日期：201218毕业设计日期：2012312日至201268日毕业设计题目：祁东煤矿3.0Mt/a新井设计毕业设计专题题目：深部巷道支护技术研究以实习矿井祁东煤矿条件为基础，完成祁东煤矿3.0Mt/a新井设计。主2011年《中国煤炭科技杂志》上与采矿有关的科技论文翻译一篇，题目为“ResearchintoComprehensiveGasExtractionTechnologyofSingleCoalSeamswithLowPermeabilityintheJiaozuoCoalMiningArea”，论文7520字符。 指导教师签字：成绩 成绩 提出问 问误误 摘要摘要准备方式-采区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全；10.20km4.5km1.4km，9.05~13.8，7.0m。井田地质条件较为简单。intoComprehensiveGasExtractionTechnologyofSingleCoalSeamswithLowPermeabilityintheJiaozuoCoalMiningArea。关键词：Thisdesigncontainsthreeparts:thegeneralparttespecialsubjectpartandthetranslation.ThegeneralpartisanewdesignoftheQidongmine.Thispartisdividedintoten1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.Developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofminingarea;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.TheQidongminelocatesatthecrosspartofQixian,XisipoandGuzhenofSuzhouinAnhuiprovince,20kmawayfromthecenterofthetown.Andthetransportationisveryconvenience.Theshapeofminefieldislikearectanglewhichhasalengthof4.5kmintheeastandwestandawidthof1.4kminthesouthandnorthonaverage.Thetotalplaneareaofthemineisabout24km2.Therearetwocoalseamsinthemine—NO.61andNO.71.MiningtheNO.61coalseamfirstly.Theangleisabout9.05~13.8degreewithanaverageof12.1andthethicknessofbothcoalseamsisabout7.0m.Theminefieldgeologicalconditionissimple.Theprovedreservesoftheminefieldare488.397milliontons.Therecoverablereserves297.74milliontons.Thedesignedproductivecapacityis3.0milliontonsperyear.Theservicelifeis70.89years.Thenormalwaterflowofthemineis440m3perhourandthemaxwaterflowis630m3perhour.TheRelativegasdischargequantityis10m3perton,whichmeansitisahighgaseousmine.ThecoalseamishardlyspontaneouscombustionandthelevelofspontaneouscombustionisⅢ.Apartfromcoalwithoutgas,thecoalseamisofhighexplosionhazard.Thedevelopmentofthemineisdoublelevelswithverticalshaftatthefirstlevelandshaftatthesecondlevel.Thenumberoftheworkingfacesisonlyone.TheminingmethodisComprehensivemechanizationwithputtingoffthetopcoaltechnology.Severalbeltconveyersundertakethejobofcoaltransportinthemineandtheauxiliarytransportationsystemiscentralizedjuxtapose.Theventilationmethodisdiagonalventilationsystem.Wework330daysperyearandexaltate16hoursoneday.The―three–eight‖workingsystemisappliedforcoalmining.Thetitleofthespecialsubjectpartis―StudyontheSupportofDepthPortiontunnelThetranslationpratisapaperaboutgasextractiontechnologyofsinglecoalseamwithlowpermeability.Itstitleis―ResearchintoComprehensiveGasExtractionTechnologyofSingleCoalSeamswithLowPermeabilityintheJiaozuoCoalMiningArea‖.Keywords：designofmine;top-coalcaving;diagonalventilation目录目录—般部分矿区概述及井田地质特 矿区概 矿区地理位 矿区经济概 矿区气候条 矿区的水文情 井田地质特 井田地质构 井田勘探概 井田地 水文地质特 煤层特 每层埋藏条 每层群层数及围岩性 煤质特 瓦期、煤尘、自燃发火及地 工业用 井田境界与储 井田境 井田范围确定依 井田范 开采界 井田尺 矿井工业储 储量计算基 井田地质勘 工业指标的确 工业储量计 矿井可采储 安全煤柱留设原 矿井永久保护煤柱损失 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 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 井筒形式的确 工业场地的位 开采水平的确 矿井开拓方案比 矿井基本巷 井 开拓巷 井底车场及硐 准备方式——采区巷道布 煤层地质特 采区位 采区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 采区巷道布置及生产系 采区位置及尺 采煤方法及工作面长度的确 确定采区回采巷道的尺寸、支护方式及通风方 煤柱尺寸的确 采区生产系 采区内巷道掘进方 采区生产能力及采出 采区车场选型设 确定车场形 采区主要硐室布 采煤方 采煤工艺方 采区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参数的确 回采工作面破煤、装煤方 回采工作面运煤方 回采工作面支护方 采放比、放煤步距、放煤方 各工艺过程注意事 劳动组织和工作面成 劳动组 工作面吨煤成 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 支护方 井下运 概 井下运输的原始条件和数 井下运输系 煤炭运输方式和设备选 辅助运输方式和设备选 选择电机 设备选 矿井提 矿井提升的原始数据和地质条 主副井提 主井提 副井提 矿井通风及安 矿井通风系统确 矿井概 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的确 矿井通风方法的选 采区通风系统的要 工作面通风方式的选 矿井风量计 采煤工作面实际需风 备用工作面需风 掘进工作面需风 硐室需风 其它巷道需风 矿井总风 风量分 风量验 矿井通风总阻力计 矿井通风总阻力计算原 确定矿井通风容易和困难时 矿井最大阻力路 矿井通风阻力计 矿井总风阻等积孔计 选择矿井通风设 主要通风机选 电动机选 安全灾害的预防措 瓦斯管理措 煤尘的防 预防井下火灾的措 防水措 设计矿井基本技术经济指 参考文 专题部分深部巷道支护技术研 引 开采深度与巷道围岩变形的关 国内的研 德国的研 前苏联的研 深部巷道围岩稳定的关键理论和变形规 围岩稳定理 深部围岩岩爆理 深部软岩非线性大变形理 深部巷道围岩变形规 深部巷道围岩具有软岩的力学特 巷道围岩稳定性分 深部围岩巷道载荷特 深部巷道支护方 U型钢可缩性支架支 拱形U型钢可缩性支 环形U型钢可缩性支 锚杆支 锚杆支护原 锚杆支护设计方 锚喷支 锚喷支护方 锚喷支护特 锚索支 锚索支护作 锚索的结构和形 锚索支护作用机 锚网支 锚网支护对围岩稳定作 锚网支护的优 锚杆-锚索联合支 锚杆-锚索联合支护作 锚杆-锚索联合加固原 锚杆-锚索支护作用的互补原 深部巷道支护技术研 巷道支护设计原 支护设计基本流 巷道支护的主要形 深井巷道支 深井巷道支护原 支护结构形 支护方法及对 深部巷道锚杆支护技术优 深部巷道锚杆支护作用机 锚杆锚固 径向锚固力的作用机 切向锚固力的作用机 深部巷道锚杆支护技 采用大直径、高强度、大延伸量锚 增大锚杆预紧 提高锚杆锚固 改善锚索性 加固帮、角关键部 完善锚杆支护监测系 工程实 巷道地质及生产条 地应力测 巷道围岩稳定性分类及计算机辅助设 巷道支护设 顶板全长树脂锚固高强度锚 两帮小孔径加长树脂锚固可伸长增强锚 底角加强锚 支护质量监 测站布 顶板岩层离层 顶板锚杆受力状 支护效果和经济效益分 支护效 经济效益分 结 参考文 翻译部分 20122012PAGE2520km。其地理坐标为：20公里，京沪铁路、宿—宿—2066.5206国道相连，青（疃）—1-1。图1-1本区气候温和，属北温带季风区海洋~大陆性气候。气候变化明显，四季分明。冬季均温度：14~1540.2摄氏度，最低-20.6摄氏度。年平均降雨量：1260mm，210~24011月中旬至次3月下旬。矿区的水文情况本井田地处淮北平原中部，地势平坦，地面标高+17.02~+22.89m，一般在+21.00m，234.7~453.0m。浍河从井田南部穿过，全长约265km，流域面积4580km2,河水自西北流向东南，属50～150m3～5m，两岸筑有河堤。年均水位：祁县闸上游+17.22+16.07m7.85m3/s，下游的固镇为23.2m3/s。每年7～9月份水位较高，流量较大，10月份至次年3月为枯水期，干旱严重时甚至断流。历史上浍河的最高洪水位为24.5m，据近几年水文资料记载，198420.75m20.70m。1978年枯水期最低水位祁县闸上、下游河干，1973198517.72m,下16.07m。历年最大流量：1965865m3/s，19541340m3/s；历年最小流量：197319857.85m3/s23.2m3/s1968年12月新汴河挖成后,区内再也没有发生洪水灾害,目前地表水对煤矿开采和矿区建设没6、7、8、9、10煤层，其中对10号煤层影响较大。从向斜东南部到西北部，从下部煤层到中部煤层，岩浆侵入10-15度的单斜构造，并在其上发育有次一级褶曲和断层。F205m的小断层一般未予组合利用，对落差较大的断层在确认存在断点的基础上进行了合理组220条。查出的褶曲为魏庙断层以南的马湾向斜及魏庙断201371954278810～302层，14.00米。由老到新分述如下：二叠系下统山西组由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，下部（11煤下）以深灰-灰黑色粉砂岩为主，局部地二叠系下统下石盒子组K3砂岩之底。地205～2452344、6、7、8、961、7163～9煤410～2813米左右，但该层二叠系上统上石盒子组本组下界为K3砂岩之底，与下伏下石盒子组为整合接触，上界不清，地层厚度大于4001、2、3三个煤层组，但煤层都不可采。本组由粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成，下部（3煤下）由砂岩、杂色泥岩、煤层组成，砂岩为白色-灰白色，细～中颗粒，底90%以上；泥岩为灰色杂有大量紫色花斑，含分布不均的菱铁鲕粒和铝土质。中下部（3～2煤间）3上部（1煤上）以粉砂岩和砂岩为主，夹泥岩。1-2所示。（一）新生界松散层含、隔水层（组第一含水层（组31m15～20m，29-3030m左右。上部12德国度，水质为重碳酸钾钠镁钙水。2～315.6～21.00，分布稳定，隔第二含水层（组88m10～25m左右，厚度变化大，由浅黄色细砂、粉砂3～5层，组成一复合含水组，以河间阶地沉积第二隔水层（组111m10～16m，由棕黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土组第三含水层（组上部：由浅红色、灰白色中、细砂和粘土质砂组成，砂层中含泥质少，夹3～4层粘30～40m120～140m1～2层薄层中（盘326-271119.40～19.79m，q=0.78～0.87.=233.497～257.19552dk=6.4139～6.768d16.42～21.04德国度,水质为重碳酸钾钠镁水和重碳酸硫酸钾钠镁水,富水性中等。2～325～30m19.22m，q=0.14l/s.mT=143.566m2/d，k=4.587m/d1.113g/l,31.44德国度，水质为硫第三隔水层（组332m80～100m左右，最薄处在小张家潜山顶，厚度图1- 泥质较多的粉砂、粘土质砂,且具有清晰的水平层理,中上部含铁锰质结核,下部含钙质团块,底部含较多钙质结核和铁锰质结核。本组分布稳定，水平稳定性强，在古潜山地带直接与基岩接触，隔水性良好，是矿内重要隔水层（组，它阻隔了地表水、一含、二含、第四含水层（组29-30线以东无四含分布，属四含0.034～8～161.82d0.14～3.282d的层数增多，含水层总厚约10～20m，富水性较谷口冲洪积扇弱，水位标高+20.71m，单资料，水位标高+8.281～+9.809m0.0385～0.3093l/s.m0.07551～月～12月）的水位较精查时期（1983～1984年）10.719～11.941m。（1）1～2煤（组）隔水层（段15～30m左右。由泥岩、粉砂岩和砂12孔的抽水试验资料，也表明富水性弱，隔水（2）3煤（组）上、下砂岩裂隙含水层（段砂岩）0～20m9.5～35.5m25m，裂284，24-251030825-2672712两孔抽水试验资料，水位标高15.22～18.27mq=8.5×10-4～4.7×10-3l/s.mT=1.2087m2/dk=0.002～0.0508m/d0.801～0.817g/l，水质为重碳酸氯化钾钠水和重碳酸硫酸氯化钾钠水。（3）4～6煤（组）隔水层（段（4）7～9煤（组）间砂岩裂隙含水层（段以中～71822627301127-2828.5～35.00m18m左右,全区（6）10煤（组）上、下砂岩裂隙含水层（段10煤（组）上为中～细粒砂岩，岩性疏松，而煤（组）下为砂泥岩互层和细砂岩。3～38m17m。裂隙不发育，富水性弱，钻探揭露时仅281325孔漏水。（三）太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段26-276孔完整揭露了太原组，25-262194m1080m40%左右，区域和于岩溶裂隙发育不均一性，其富水性差异明显。1～431.45～33.60m,岩溶裂25-26226-276271125-262孔抽水试验资料：水位标高19.60m，q=0.183l/s.m，T=114.99m2/d，k=3.4223m/d，矿化度1.578g/l，全硬度44.8810.005m,q=0.02742l/s.m,k=0.10614m/d1.486g/l,水质为重碳酸氯化物硫酸钾7.65m0.20m。含、隔水层厚度 含、隔水层厚度 2～3层薄层砂和粘土质砂3～5层2～3层透镜状砂及粘土质砂3～4层粘3ST1孔抽水试验资料与精查时期的25-262孔(1985年4月施工)除在水位上差别较大外,其它基本上变化不大,分析主要原因可能为邻近祁南和桃园两矿通过几年的井下排水所导致,桃园矿95-1观测孔,观测层位也是太原组1～4灰,1995年移交时水位标高为23456789234567891059m10煤开采（四）奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段在26-276孔揭露10.33m,岩性为浅灰～灰白色,含紫色及肉红色斑点,致密性硬,局部含白色云质。据区域资料，该层段石灰岩岩溶裂隙发育，富水性强。据临涣矿Ⅲ6孔和童199634722211854m3/h34570m3/h，使年产百万吨矿井停产半m3/h，3/h，每层埋藏条件11—14度左右。1～11煤层（组61、71两个煤层。现从6160116.90～7.107.00为较稳定的可采煤层。61煤顶板为灰色～浅灰色泥岩、粉砂岩及细粉砂岩，厚度1.72～21.6～28.9MPa25.3MPa。7163306.90～7.107.00米。煤层结构一般以一层泥71722～3层夹矸。属复杂结构煤层。为较稳定主要可采煤层。71煤直接顶为灰色～深灰色泥岩、粉砂岩及砂泥岩互层，局部无直接顶，厚0～19.42m4.22m33.8～34.8MPa34.5MPa。20.53m13.87m22.2～108.4MPa64.6MPa。局部存在厚度约0.1m的炭泥伪顶。底板为灰色～深灰色泥岩，块状，含较多植物化石碎片26.9～51.1MPa35.5MPa。综上所述，61、71煤为全区可采，结构较简单的较稳定厚煤层,下面的设计只针对这6～9煤，黑色条痕呈棕色～黑色，玻璃光泽，条带构造，碎块状、2.5左右，以暗煤、亮煤为主，夹有煤质特征：61煤为中灰煤，基本在（20～25）%之间，71煤为中～富灰煤，一般为15%～30%之间；61、71煤均为中高发热量、中～高挥发分、特低磷、特低硫。主要煤种为肥煤、1/3焦煤。Ad15~40%Vdaf29.77～41.45Std小于1%Mad4~5%23~29Mj/kg。表1- 煤层情况汇总构（层数灰色～ml/g综上可知，本井田-500m水平以上以低瓦斯为主，-500m水平以下有瓦斯突出危险，本井田各煤层自燃倾向等级为三类不易自燃；除无烟煤与天然焦以外，煤尘均33m17.92.6℃/100m，属于以充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）井田范围33勘探线为界，与龙王庙勘探区接壤；F22断层为界与祁南矿井相邻；北部边界：以煤层-950m71开采界限开采上限：61煤层以上无可采煤层。下部边界：71煤层-950m水平。井田尺寸612-1。图2- 61煤赋存状况719063m3648m9004m2937m1457m2897m26.1km2。该712-2图2- 71煤赋存状况依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量0.8m40%；计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度。煤层容重：611.4t∕m3，711.4t∕m3井田地质勘探A99.6%，符合煤炭工业设计规范要求。616.90m7.10m7.00m716.90m7.10m7.00m工业储量计算331=111b+边际经济的基础储量2M11+次边际经济的资2S11；探明的资源量332=经济的基础储量122b+边际经济的基础储量2M22+次边际经济的资2S22； +50m的地段，降为C级储量，其断层两侧各30～50m的煤柱，若断层密集，不能跨越断层划分高级储量；0.6m时，用插入法求出可采边界，对未见煤钻孔，用相0.5m时，夹矸与煤层合并计算，煤分层厚度等于或0.6m时，上下煤分层合并计算。6171煤层厚度均采用煤层真厚度，按块段内或附近见煤点计算其算术平均值，做为1.40t∕m3Z=A×m612-3612-1

图2- 61煤块段划分水平投影面积煤层倾角（°平均煤层厚度水平投影面积煤层倾角（°平均煤层厚度61Z1=A1cos12.67.05×1.40=6507.3tZ2=A2cos11.37.00×1.40=3002.4tZ3=A3cos10.06.90×1.40=1751.0tZ4=A4cos12.97.10×1.40=9233.6tZ5=A5cos13.56.95×1.40=3204.7tZz1=Z1+Z2+Z3+Z4+Z5=23699.0万t712-4712-2

图2- 71煤块段划分水平投影面积煤层倾角（°水平投影面积煤层倾角（°71Z1=B1／cos13.8×7.10×1.40=6065.2tZ2=B2／cos11.9×7.05×1.40=3863.5tZ3=B3／cos9.03×6.90×1.40=2204.0tZ4=B4cos13.07.00×1.40=11739.6tZ5=B5／cos11.2×6.95×1.40=1761.7tZz2=Z1+Z2+Z3+Z4+Z5=25634.0万tZzZz1+Zz2=49333.0根据钻孔布置，在矿井的地质资源量中，60%Z331，30%是控制的资源Z332，10%Z333。=49333.0×60%×30%=8878.8（t）k——0.7～0.9k0.9；k0.70.9。因此 +48839.7（工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。上山移动角：γ＝75º，下山移动角：β＝73-0.57α＝68，45°；40m20mPjH×L×m×／cosα×0.0001H——井田边界煤柱宽度，m；m——Pj——井田边界保护煤柱损失，万t。61L1=13293mm1=7.00m，α1=12.6；71L2=13693mm2=7.00，α2=12.5；mPj=20132937.001.4／cos12.6°×0.0001+20136937.00140m保护煤柱，煤柱损失量由下式求得：Pf=L×m××100／cosα×0.0001式中：Pf——断层煤柱损失，万t；m——61L1=3419mm1=7.00m，α1=11.4；71L2=3771mm2=7.00m，α2=11.3；mPf34191.47.0080／cos11.40.0001+37711.47.0080／cos11.30.000135m高的防水煤岩柱，煤柱损失量由下式求得：PfL×m××s／cosα×0.0001式中：Pf——防水煤柱损失，万t；61L1=9290mm1=7.00m，α1=12.3；71L2=8539mm2=7.00m，α2=11.8；Pf92901.47.00150／cos12.30.0001+85391.47.00233／cos11.80.0001=1397.7+1991.9=3389.6（02-3井型（万占地面积指标（井型（万占地面积指标（公顷/10240120-45-9-500m×600m的长方形。工业广场的中心处在井15m。2-4表2- 岩层移动61фδγβ-71фδγβ-CAD2-5所示。CAD直接测量可得，61煤水平投影面积：S6=1852575m2F1=1889859.7m2 =1852.1g71煤水平投影面积：S7=1973506mF2=2012519.4m2；

=1972.3g2-5

Pg=3824.4煤柱类煤柱类 量（万12345 =48839.7-8330.7=40509（矿井设计可采储量，2%Zk=（Zs－P2）×C=（40509-40509×2%)×75%=29774（Zk——矿井可采储量，万C——0.750.80.850.7Zb，备用量为：50%为采出率过低和受到预知地质破坏影响所损失的储量。29774-8506.9×50%=25520.6（图2-53308162.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。公路、水运，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿矿井可采储ZkA、矿井服务年限力T三者之间的关系为：TZk/式中：T矿井服务年限，a；K——注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，T力（t/a）力（t/a）第一开采水平服务年限600半——35.4年。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-350m，最深处到-900m，表土层厚度本井田涌水比较小，但局部存在瓦斯富集区，所以确定开拓方式时按高瓦斯矿井筒形式的确定4-1。快建井工期。5井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工地面工业建筑、井筒装备、井主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需通风线路长、阻力斜井井筒通过富含层不厚，水文地质条件简不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限井筒短，提升速度快，对辅助当表土层为富含水层的冲积层斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量对不利于平硐和斜井的地3~4个。工业场地的位置开采水平的确定61、71煤层，其它煤层均为不可采的薄煤层。61、71煤层属缓斜11~14度，两煤层皆露头，露头埋深-350m，煤层埋藏最深处约-900m，垂165m处有含水层，用立井延伸时需要保证立井车场和石门不会受到含水层的影响。（一）4-1，分述如下：71煤底板岩层中，第一水平布置于-650m，第二水平布置于-900m，延深采用暗斜井。71煤底板岩层中，第一水平布置于-650m，第二水平布置于-900m，延深采用暗斜井。71煤底板岩层中。第一水平布置于-600m，第二水平布置于-750m，延深采用暗斜井，第三水平布置于-900m，延深（b）（c）立井单水平加暗斜井延深（第二水平为辅助水平2012PAGE28图4-1开拓方案示意图71煤底板岩层中。第一水平布置于-600m，第二水平布置于-750m，延深采用暗立井，第三水平布置于-900m，延深采的生产系统都较简单可靠；两方案对比，方案二需要多开立井井筒（2250m、主石门（1061m）和立井井底车场，并相应的增加了井筒和石门的运输、提排水费用，方案一则132137m2，决方案三和方案四的主要区别在于第二水平的延伸方式不同，两方案的系统都简单可靠；两方案对比，方案三需要多开暗斜井井筒（13，2670）和暗斜井上、下部车（2150m3，决定暂取方案三。数量数量基价（元费用（万元费用（万元用（元煤量（万吨提升高度基价（元费用（万元用（元时间服务年限（年基价（元费用（万元基价（元费用（万元费用（万元（万吨提升高度基价（元费用（万元（万吨平均运距基价（元费用（万元时间服务年限（年基价（元费用（万元深（助水平深（助水平数量基价（元费用（万元费用（万元元元煤量（万吨提升高度基价（元费用（万元时间服务年限（年基价（元费用（万元（伸基价（元（万元费用（万元（万元（万元（万吨提升高度基价（元费用（万元（万吨平均运距基价（元费用（万元时间服务年限（年基价（元费用（万元20122012PAGE94基建费用（万元生产费用（万元合计（万元数量数量基价（元费用（万元（万元（万元煤量（万吨费用（元时间服务年限（年费用（元拓（拓（辅助水平数量基价（元费用（万元费用（万元元（元（元费用（万元涌水量时间（年（元费用（万元费用（万元百分比费用（万元百分比费用（万元百分比煤量（万吨距离煤量（万吨距离工程量（工程量（煤量（万吨距离煤量（万吨距离tkm）tkm）工程量/工程量/单价/费用/元工程量/单价/费用/元费用/百分率费用费用/百分率费用/百分率由对比结果可知，方案三的总费用比方案三少0.85%，但两者相差不大；但方案一的3.0Mt/a20t箕斗；井62.21m24-3。76.97～86.59m24-4。400m4-5。位于矿井工业场地，担负矿井西区的全部回风，井筒净直径为6.6m，净断面面积为4-5。50m。为便于在巷4.8m3.9m设计掘进断面为14.2m216.2m24-64-715.7m214.5m24-8。井底车场及硐室（一）根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应4-9。（二）1.5tMG1.7-9B，外形尺寸（长宽高）2400150150（mm，100m。（三）2台架线式机车（轨道，车场内的材料设备、集装箱平板车由架线机（四）440m3/时，所需水仓的容量为：QSQ—S—水仓有效断面积，10Q=10×1100=11000（m3）Q

图4-330030016t47.4862.21图4-43003005t双层单车罐笼5t双层单车50.26550mm66.47图4-530030034.2149.02图4-6胶带运输大巷断面断面掘进尺寸净掘宽高图4-7轨道运输大巷断面断面掘进尺寸净掘宽高图4-8回风大巷断面断面掘进尺寸净掘宽高1—主井2—副井3—中央变电所4—井底水仓5—候车室6—轨道大巷78—输送机头硐室9—煤仓10—大巷联络巷11—机头装载硐室12图4-9井底车场61煤层，其煤层特征：黑色条痕,呈棕色～2.5左右，以暗煤、亮6.90～7.107.0012.1，1.40t／m317.2～17.5MPa17.4MPa。611.69～7.83m4.26m，自然状态下单向抗21.6～28.9MPa25.3MPa。m3/h3/h+17.02~+22.89m+21.00m，采区位置及尺寸首采区——西二采区位于工业广场西部，南部以井田边界防水保护煤柱为界，东部以工业广场保护煤柱为界，西以人为划定的边界为界，北以西六采区为界。该采区东西走向平均长约1750m，南北倾向平均长约1320m。首采区煤层平均厚度为7m，倾角12.1，放顶煤采煤法，单翼开采。根据《规范》规定：综采面长度一般不小于160m。但结合本矿井的实际情况，确定采区工作面的长度平均为200m，采区一共划分为6个区段。区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定区段运输平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm，均采用留3m小煤柱沿空掘巷。支护方式掘进通风采用压入式局部通风机进行通风，局部通风机应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在两区段巷道中设置风门，具体位置见采区巷道布置图。（4)采区内各工作面采用U（5)B=1400mm的胶带输送机，经上山运输煤炭到大巷胶带运（6)62016204工作面。5-1图5-1煤柱尺寸的确定井田一水平内布置三个采区，采区两边各留设10m采区边界保护煤柱。水平运输大巷和轨道大巷布置在岩层中，大巷中心距为55m，由于采用集中大巷布置，对于首采区所在的61煤，大巷距煤层较远，无需留设保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中，回风上15m，外侧各留设30m保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无大断层、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各区段巷道采用留小煤柱沿空掘巷的方法，掘进区段回风小平巷时，留3.0m宽的小煤柱，以利于巷道回风和支护。地面→副立井→-650m井底车场→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车6201副立井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→区段运输平巷→工作面采区内所有区段平巷均沿底板掘进—90E—60型转载机、SJ65/2（J—44型）可伸缩带式输送机、D8040型（D—4P型）带式JD1—4调度绞车、JB—2—2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。巷道80m，所以，在初始掘进的0m巷道中，机后的物料运输不能采用可伸缩带式输送机只能采用矿车。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。（一）本矿井初期采用一个工作面回采，因此这个工作面的生产能力即为矿井的生产能力300t/年。工作面布置为综放面。工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，0.8m。a）纯割煤的时间T割T割=（L+L1）/V歌=（200+30）/4=57.5（min）式中：L——工作面长度，200m；b）割煤作业中必须的辅助作业时间T空T空=L1/V空V空——6m/min。c）必须的间歇时间T停煤机改变牵引方向时翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况，T停20min。所以每割一刀煤所需的时间T=T割+T空+T停端头作业时间T258%-15%，每割一刀煤影15～3020分钟。由以上分析，每割一刀煤的循环时间T循T循=T+T端+T故=127.5（分钟）3刀是能够实现的。式中：A0——工作面采煤机生产能力，万t/a；C0——0.95H1=3.0m，γ=1.40tm3，L=200m，a=0.8m，n=6，C0=0.95，将各值代入公式可

H2————煤层容重，t/m3；L——工作面长度，m；b——放煤步距，m；H2=4.0m=1.40tm3L=200m，b=0.8m，n=6，C1=0.80，将各值代入公式综上，工作面年产量A2A1+A0=268.3

A1——L——5.0H——3.5，1=33030=9900（aC1——掘进面回采率，取C1＝0.85。则：A1=5.0×9900×3.5×1.40×0.70=20.7t41.4tA采=A2+2×A1268.3+2×20.7=309.7300t/a309.7t（二）Z首采区=Z首采区——首采区储量，万t；S——首采区的倾斜面积，万m2；R——1.40Z首采区=S×M×R=2430384.1×7.0×1.40=2381.8所以首采区内工业储量为：2381.8t工作面落煤损失：2381.8×（1-86.4%）=323.9t（1765+1428）107.01.4010000=31.3区段煤柱损失为：3×1765×5×7.0×1.40/10000=25.9t。则：采区采出率=(2381.8-323.9-31.3-25.9根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.75，中厚煤层5-2。图5-20.5h采区高峰产量确定，即：QQ0LMBC00.5/Q0——10γ——煤的容重，t/m3；C0——工作面的采出率。t——10%282t15m2.25m15m4.5m333t3~4.5m7章关于采区4700mm3150mm，净长7600mm3.6m，616.90～7.107.0012.1°，煤1.40t／m3。煤层结构简单，少有夹矸，为较稳定的可采煤层。1.69～7.83m4.26m。m3/h3/h但是就综合机械化开采而言，7.0m的厚煤层又存在几种不同的开采工艺与方法：分2.0～3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率93～97%以上。又煤厚7.0m，煤层内生裂隙发育，采用大采高综采时，煤壁极易片帮，不好控制；初步1765m。150~220m，每个工作面长度尽可能保持一致，综63m保护煤柱沿空掘巷布置。5.0m3.5m5.0m3.5m。6-1面顶煤在矿山压力作用之下被破碎并通过液压支架放煤口放煤进入工作面后部刮板输送MXA—300/3.5D型电牵引采煤机割煤。采用双向割煤工6-2。型型度2个vt6-1 图6-1当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留设1.a调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，1.b再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（6-1.c1.d0.4m之内。否则，会使输送机过度弯曲，移架：工作面的液压支架要及时移动，滞后采煤机后滚筒割煤不能大于三架的工作面煤炭运输采用SGZ-764/6306-3。7章井下运输部分。 型mVHmaxhmaxHmax=3.0+0.2=3.2

Hmin≤hmin-S2-a-式中：Hmin——hmin——S2——200

Hmin=3.0-0.2-0.05-0.05=2.71336-4。°尺寸（长×宽mt8倍进行计算，上F8HRgS——F83.02.51039.87.02所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由BRW-250/31.5型乳化液泵提供，乳化液泵31.5MPa。6-5。型号型号 mmtm30m400mm2.1m以上，此时紧靠煤柱一路托棚梁可用规格为Ф20cm×3.8m（四）5925mm5246mm移架采用本架操作，顺序移架方式。移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过1~3架后，开始伸支架伸缩梁，梁必须与煤壁挤严，最大端面距不能超过340mm。采煤机下3~50.20m，1：11：32.03.0m。1：1.333.0m4.0m1：3式中：L——H——煤层厚度，m；M0.2H=7.0m，M=3.0m，h=0.3mL=0.2[(7.0-3.0)-0.3]=0.8m7.0m4.0m。若采用多轮放煤时，第二次打开4%6%时，由两人操作同时进行，其中一人操作单数支架（5、7、9„„）放煤，另一人操作双数支架（6、8、10„„，2～4架距离。3.0m支架成直线，支架中心距均匀且支架与煤壁保持垂直，支架要升紧，以保证支工作面所有支架都必须支设牢固，回、进风斜巷单体支柱要拴好防倒绳或将支防止自然发火措施做到位。瓦检人员必须认真检查CH4、CO、CO2含量、温度6-6工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1C2C3C4设备折旧费

原始价格残值清理费服务年限330产量109090.9吨/天计算。6-7。10085.8t/工。则吨煤C2＝100/85.8＝1.17元/t。5元/吨（。1.7h6800kW吨煤动力用电消耗＝6800×1×1.7×0.9/1818.2＝5.72kWh/t2226222633391135111311241135112433393363361135444411211131113441121113111333281121122240.4元/kWh。吨煤电费＝0.5×(5.72+0.27)=3.0元C＝C1＋C2＋C3＋C4＝104.1＋1.17＋5＋3.0＝113.2113.261111LPS-1DPJ-2142依据：地质条件、设计资料如年产量、开拓方式等，符合生产设计规范，技术装5m的煤墙，即采用单巷布置，沿空掘巷。巷道断面规格为：采用矩形断面，净宽×高＝5.0×3.5m；均采用锚网、锚索联合支5条φ22×2000mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂棵φ20×2000mm单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆、金属经纬网进行联合支护。6-8巷道断面规格：采用矩形断面，净宽×高＝5.0×3.5m5条φ22×2000mmT4.0m长梯型钢带、7.3m长锚索进行联合支护；两帮均采用三棵φ20×2000mm单向左旋无纵筋螺5.0m5.4m2.5m1.6m28.5m8.8m2.5m1.5m15m图6.3轨道顺槽断面图

图6.4运输顺槽断面图6W800mm250mm800mm84700mm700mm。靠近顶板、底板的帮锚杆10°、15°角。m各一根。6-9序号项目序号项目单位数量1工作面面长（净斜长m2m3°456m7m8m9ttm月mt/WX220/3.0WX220/3.04.5m，6孔的WФ20×2400Ф17.8×7200Ф17.8×7200MSCK-23/100M1.0m29U网顶：5000×850mm帮：3100×850mmФ2.8Ф20×2000花式铸钢托板：350×120×4030033012.11.40t/m32.5高瓦斯矿井；煤层自燃倾向等级为三类不易自燃；除无烟煤与天然焦以外，煤（一）轨道大巷采用蓄电池电机车牵引小矿车（平板车）1.5t（二）工作面→区段运输平巷→采区运输上山→采区煤仓→-650m运输大巷→井底煤仓→必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下环节运输能力必须使设备的运输、安装和检修方便运行安全可靠，工作条件舒适并考虑运输（一）7-5。21LPS-1SST-1 型mV项单项单型mV长宽高7-4项单项单技术特征型LPS-tV长宽高项单项单技术特征型V带587t/h，工作面前后刮板运输机生产各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面设备的运输能力，故所选设备能满足要可改善劳动条件：电机车不受气候影响，电力拖动，不产生废气，避免空气污（三）330（四）30m3轨道大巷内采用蓄电池式电机车MG1.7-6A1.5吨固定厢式矿车，蓄电池式电机车CTY12/6.7.9G7-67-7。mNJW2-JW2-V50.4kN

项型MG1.7-容项型MG1.7-容tt轨轴质祁东矿地处东部平原地带，地面标高+17.02~+22.89m，平均+21.00m；本矿井设计井CTY12/6.7.9G33016735t双层单车和一个小罐笼提升设备、人员、材料和矸石。（一）H——HS——矿井深度，671m；HZ——装载高度，20m；HX——卸载高度，20m。H＝671+20+20＝711

Vm＝0.4×HVm——经济提升速度，m/sVm＝0.4×7110.5＝10.7TX＝Vm/a＋H/TX——一次提升循环估算时间，s；a——0.8m/s2；30TX＝10.7/0.8+711/10.7+30＝109.8式中：Ns——

Ns＝3600/109.8＝32As——An——设计年产量，300t/a；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h。As＝300×10000×1.3×1.3/（330×16）＝960Q＝As（2×Ns）式中：Q——一次合理提升量，t；Q＝960/（2×36）＝13（二）1440t/h。主井提升配有定重、定容、定时联合控制的自动定量装JKM-2.5/6（Ⅱ）8-1 单 单 型—mm3数条4间外形尺寸(长×宽×高m16t8-2型型—tmt1620tKS-18/15型防爆往复式定量仓（2台）至装载设备定量仓，经称重后，由气动操作闸门和分配溜槽翻板交替，向两个箕80t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。8-3 单 单 型—6W（19）股（1+6+6/6）中大小N钢丝破断拉力总和（不小于—

N260A其中：mN260m26016 960t/h373t/h，满足要求。在主井井底设置一垂直圆断面煤仓，煤7.0m30m1620t。 式中：Qmc——井底煤仓有效容量JKM-2.8/6（Ⅰ）8-4型型—mmm数条4间外形尺寸(长×宽×高m选择罐笼型号为GDG1/6/4K8-型型———NG1.1-辆4人t根2数根4直8-6。 单 单 型—6×19股（1+6+12）钢钢丝破断拉力总和（不小于—20km20公里，京沪铁路、宿—固公路从本区东北通过，宿—807公里连接青芦线，浍河从井田西南部穿过，流经本井田约10km，常年通航，乘船可进入淮河+17.02~+22.89m+21.00m，234.7~453.0m。整体来看，本矿煤层300Mt/a70.89a61煤9.03~13.8，700509-1。工业场地布置广场保护煤柱风系统铺设防尘洒水管路系中央并列式安全性更风路长，风阻km和自然发火严重的新针对本矿实际条件，提出以下三种通风方案（9-19-1通风方案图671671×12321.1×10-6921×2604.5×10-421×12321.1×10-6219×2604.5×10-（421+421）×12321.1×10-3149×2604.5×10-370m，一水平标高为-650m；煤层为近水平煤层，走向长度很大，分六个采3.0Mt，属大型矿井，本设计选用两翼对角式通风9-5。压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作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，会把如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用12°的回采工作面，采用下行通风时，须报总工程师批准，并须（一）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空上行风流动途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风流动途中瓦斯下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，（二）UWYZ：“U”型通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优“Y”型通风：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风“Z”型通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内“H”型通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、每个采煤工作面的实际需要风量，应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速25.2m3/min。式中：Qai——iQai——iKai——第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均衡系数，它是各个采煤工作面1个Kai=1.2~1.6；炮采工作面可取Kai=1.4~2，Kai＝1.4。Qai=100×25.2×1.2=30249-2。。0.3-15-0.5-18-0.8-20-1.0-23-1.5-26-2.0-式中：Vai——i20-23Vai=1.4m/s；Sai——i22m2；Kai——i1.4。Qai=60×1.4×22×1.4=2587.2m3/min4——Nai——i73Qai=4×73=292330m3/min≤3024m3/min≤5280所以，回采工作面所需风量Qa＝3024m3/min本矿设计中无备用工作面。故有Qb=0m3/min掘进巷道应采用矿井全压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风。瓦斯矿10m。局部通岩巷掘进的通风方式可以采用压入式，也可以采用混合式。煤巷、半煤岩巷的考虑到本设计矿井的特点，决定选取：煤巷：250m3/min；岩巷：350m3/min；考虑到本设Qc=2×175+2×250=850m3/min中央变电所：Q中=80m3/min主排水泵房：Q排=160m3/min采区绞车房：Q绞=80m3/min Q火=100m3/min采区变电所：Q变=80m3/min Q充=150m3/min则有：Qd=80+160+80+100+80+150=650其它巷道需风量5%，即：

Qe=(Qa+Qb+Qc+Qd)=(3024+0+850+650)×0.05=226.2NKt——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般取1.2~1.25700Kt=1.25，代入上式可以得到：Q≥4×N×Kt=4×700×1.25=3500m3/minQ≥(Qa+Qb+Qc+Qd+Qe)×Kt式中：QaQ≥（3024+0+850+650+226.2）×1.2=57001.2就是各用风9-9；井巷风速验算结果9.10。允许风速——允许风速————8—88644—适宜风速12适宜风速123456风量（风速1<8m/s2<8m/s3<6m/s4<4m/s5<4m/s6<4m/s7<6m/s8<4m/s9<15m/s(1）2940Pa(2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩10%15%计算。限内（15~25年，既能克服矿井的最大阻力（既通风困难时期，又能保证矿井在最小阻确定计算阻力路线。据通风系统图，选择一条风量最大、巷道总长最长的线路，hr.min和hr.max。15~25年内通风容易和通风困难时期矿井通风容易时期和通风困难时期的定义：矿井通风容易时期矿井用风地点：1个综放工作面、1个采区变电所、1个绞车房、2个煤层巷道掘进工作面，2矿井通风困难时期矿井用风地点：1个综放工作面、1个采区变电所，1个绞车房、2个煤层巷道掘进工作面，2个岩巷掘进面。1234567采面891011121234567采面89101112hfrhfr——巷道摩檫阻力，Pa；L——巷道长度，m；U——巷道周长，m；S——Q——α——各巷道的摩擦阻力系数，N/m4图9-2图9-3图9-4图9-5LUSQV1-2-3-4-5-66-7-8-9-0010-12-表9-12LUSQV1-2-3-4-5-66-7-8-9-0010-12-乘以系数，得到两个时期的矿井总阻力hminhmax。

hrmin=RhQ RA1.1917RR——矿井风阻，Ns2/8；zhm——矿井总阻力，Pa；Q——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。z

9-＜11～2＞20.35NS2/8，主要通风机选择风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使5年。风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶5°；90%。（一）150m400m时可不计算自然风压，日过矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小的多；本矿井2m400m之上。故设计中不计hn=0。（1）该矿井为抽出式通风，通风容易时期自然风压与通风机风压作用相同，通风机hrsmin＝hrmin－h自然＋hhrmin——通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；h损失20~5050Pa。hrsmin＝1800.46－0+50＝1850.46Pa(2)通风困难时期，通风困难时期自然风压与通风机作用反向，故通风系统需加上自hrsmax＝hrmax－h自然＋hhrmaxh损失20~5050Pa。hrsmax＝2251.37－0＋50＝2301.37Pa（三）式中：Qf——

Qm——k1.1。

Qfmin＝1.1×5700/60＝104.5m3/sQfmax＝1.1×5700/60＝104.5线由风机风压与风量的关系方程h=R×Q2

Rrsmin=hrsmin/Qrmin2＝1850.46/104.52＝0.169Rrsmax=hrsmax/Qrmax2＝2301.37/104.5

Hrsmin=0.169Qr2为FBCDZ-8-No.23B型。2K60-NO.28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，9-15。图9-6HfminHfmax计算电动机HfminHfmax=260/314=0.82＞0.6，故通风容易时期和困难时期需要选用相同的电动NeNfkeHe——Nf——ke——e——0.90；

HeeHed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YKK5002-89-16效率设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测不得少于两次，发现问题及时汇报处理，另外建立瓦斯的个体巡检测和连续检测的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发在采煤工作面以及与其相互连接的上下平巷设置瓦斯报警仪，检测风流中瓦斯3m完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回对个工作面及采空区进行束管监测，电子计算机监控，及时掌握自燃征兆和情井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危1212层23m4°9.03～13.8（5（1）（2）6（1）d（2）班37（1）（2）8a9amm—高—（1）（2）开拓方式（指井筒形式、水平数目—m-m-（1）个1（2）个0m（1）m（2）m个4—运煤：胶带—1.5tCTY12/6.7.9G—2012PAGE96（1）m（2（1）m（2）m/（3）m3/6（4）t/（5）元林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.于海勇.《综采开采的基础理论》.王省身.《矿井灾害防治理论与技术》..岑传鸿、窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.蒋国安、吕家立.《采矿工程英语》.李位民.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.朱真才、韩振铎.《采掘机械与液压传动》.洪晓华.《矿井运输提升》.中国统配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.章玉华.《技术经济学》.郑西贵、李学华.AutoCAD2006入门与提高》.王德明.《矿井通风与安全》.杨梦达.《煤矿地质学》.中国煤炭建设协会.（2007基价）.林在康、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.专20122012PAGE133摘要：随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大，浅部资源日益减少，国内外矿山8～12m的速度增10a我国煤矿深部开采的问题将越来越突出。安徽、山东、河南等煤田将建设一破对围岩产生的破坏和扰动范围加大，甚至会引起岩爆灾害。本文讨论了埋深大于800m的深部矿井巷道及其支护技术存在的主要问题，并对影响巷道稳定的主要因素进行了分关键词：600m800m作为统计井深的标准。800~1200m1200m以下称为超深开采；英国和波兰把750m600m。700m，最深达1000m947m，最深达1713m；波兰煤矿的平均采深为690m，最深达1300m；俄罗斯已经有许多矿井采深达到800m25处，分布在开滦、北京、鸡西、沈阳、抚顺、新汶和徐州等开采历史较700m的矿井将不断增加。岩体的原岩应力即上覆岩层重量，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及巷道支护方式有关，开采深度对卸压区内的巷道影响最小，对位于煤体内巷道及位于煤体-煤柱内巷道的影响次德国提出巷道掘进引起的围岩移近量与开采深度和巷道底板岩层强度之间的关式中：K——巷道掘进引起的围岩变形量占巷道原始高度的百分率。利用该式计算结果如图1所示，由此可见，巷道掘进引起的围岩变形随开采深度的100m（Rf=14Mpa)5%；在砂岩（Rf=97Mpa)3.4%Rf0，可以知道在巷道掘进过程中512m732m9301360m100条前进式开采的采准巷道进行了系统观测，得出巷K=6.6300m增加到800m1000余图1-1移近量和岩石压力p（深度H）1-砂岩（Rf97Mpa)；2-页岩（Rf=45Mpa)；3-软岩（Rf=28Mpa)；4-煤（Rf=14H10(R)2 tUdt t

e e0.85H15(R)2 tUct t

e e式中

Udt、Uct——顶板、两帮在掘进后t时间内的位移量，cm；t——时间，d；qc、qd——顶板、两帮作用在支架上的压力，kN/㎡；γ——岩石容重，H——巷道所处的深度，m；R——岩石单轴抗压强度，kPa；Ro——寻求常数时引人的单轴抗压强度，3000kPa；b——巷道所处的深度，cm；h——巷道高度，将越来越困难。前苏联学者舍斯勒夫斯基认为，当H/R<0.3时，既开采深度相对比较小或延性转化，如下图所示（图中显示了大理岩强度及变形特性随围压的变化，该图引自VonKarmon，曲线上的数字是围压，单位为MPa）。图2- 岩石应力应变曲线单纯强度理论。早期南非的冲击地压研究者认为冲击地压是局部应力超过了煤单纯能量理论。由于单一强度理论不能完全反映其机理，在对金矿的冲击地压刚度理论。通过实验和井下矿柱的对比，对井下单个矿柱的冲击地压研究发展倾向性理论。通过试验和调查认为，产生冲击地压是煤岩固有的性质，并把这情况，在水电、铁路等方面经常见到。深部软岩巷道围岩的地压表现特征是其在工程应（I（III程度分为A，B，C，Dl3亚类。显然，I类机制与深部软岩本身分子结构的化学特性有关，II类机制与力源有关，III类机制则与硐室结构与岩体结构面的组合特性有深部巷道围岩常受到原岩应力和巷道工程力的影响，在深部高应力环境中，当围压较高时，岩体尚具有较高的强度和模量(弹性模量或变形模量，当围压较低时，工程岩体则表现出软岩特征;因此巷道围岩具有软岩相对性的实质。当巷道工程力一定时，不同的岩体，强度高于工程力水平的大多表现为硬岩的力学特性，强度低于工程力水平的则可能表现为软岩的力学特性;而对同种岩石，在较低工程力的作用下，则表现为硬岩的小变形特性，在较高工程力的作用下则可能表现为软岩的大变形特性。2-1。ⅠⅡⅠⅡⅢⅣ一般不稳定围岩（软岩Ⅴ不稳定围岩（较软围岩Ⅵ2-2。ⅠⅡⅢⅣⅠⅡⅢⅣⅤ深部巷道原岩应力大，围岩具有软岩的大变形特征，决定了巷道收敛具有变形量大的特点。据测量数据，研究区各巷道收敛变形量均很大，一般为数十毫米到数百毫米，最大可达1.0m以上，严重的可封堵整个巷道。如唐山矿业分公司T2154(5煤层)运输巷道其巷道累计水平变形量184.3mm，垂直变形量62.6mm，底鼓变形量85.9mm(2-2)。巷道变形以水平收敛为主，其表现形式有侧帮内移，顶板垮落和底鼓。在未封底和未设置抑拱的某些巷道，因两帮和拱顶进行了支护，阻碍了相应部位围岩的继续变形和围岩的进一步调整，底板就成为最薄弱环节，于是应力释放和岩体扩容变形就在底板发生，从而普遍产生底鼓。深部巷道围岩变形的另一个特征是明显的时效性。在地下巷道和采场工程中表现出来的力学现象，包括地压、变形、破坏等几乎都与时间有关。严格地讲，以往应用弹性力学和弹塑性力学求得的巷道变形和应力都是瞬时发生的，既量测不到也无法阻止。围岩变形可分为剧烈变形、缓慢变形和稳定变形3个阶段。围岩收敛变形是否稳6个月变形速度无明显降低，一般维持在0.45～2.15mm/d，且大部分地段变形有所加快。而且由于这种流变产生围岩的变形压力一旦使支护失效，围岩再次恶化并强烈变形,如此反复，这就是某些硐室出现返修而未能有效阻止围岩变形和破坏的根本原因。图2- T2154运输巷围岩变形曲线1—水平位移；2—底鼓量；3—垂直变形量

图2- 松动圈理论分析围岩状现代支护理论认为，巷道围岩支护应充分发挥围岩的自承作用。围岩本身既是载荷的来源又是支护结构的主体。围岩的自承力是由巷道的断面形态和围岩本身的物理力学性质决定的。根据松动圈支护理论(2-3)，围岩的状态特征决定着支护能够起的作用，弹塑性状态特征的围岩能够自稳，多数不需要支护;只有当围岩进人到破碎状态之后才产生了支护问题。凡裸体巷道，围岩松动圈都接近于零，此时的弹塑性变形依然存在，但它不需要支护；松动圈越大收敛变形越大，支护越困难；巷道收敛与松动圈形成在时间上是一致的。因此，围岩松动圈所产生的碎胀变形是支护控制的主要对象(未考虑水等的因素)，同时应该在松动圈形成时，及时采取支护措施，获得最佳支护效果，这就是深部巷道围岩对控制时间的要求。U拱形U用最广泛的一种(3-1)。分为：(1)半圆拱可缩性支架；(2)三心拱直腿可缩性支架；(3)三2～3倍。(3)支架的可缩性较好，支护效果好。U型钢可缩性支架的缺点是：(1)在煤层开采厚度较小的情况下掘进巷道时，不图3-1四节三心拱曲腿U环形U3-2其工作原理如图3-3和图3-4所示。这种观点形象的阐述了锚杆作用机理，在浅部工程图3-2图3-3缩带，该带具有较大的承载能力（3-5）所示。图3-46图3-5发现锚固体具有―双峰‖性质的应力—应变特性曲线，如图3-7所示。图3-6

3-73-（1）Ⅰ无ⅡⅢⅢⅣ锚杆+W型钢+或增加锚索，桁架+Ⅴ锚杆+锚杆+网+锚杆+支护及时迅速，在松软岩层或松散破碎的岩层中，能较好的提供支护抗力，有树脂端部锚固锚索，这种锚索是针对煤巷特点开发的新型小孔径树脂锚固预应树脂注浆联合锚固锚索，这种锚索兼有树脂端部锚固锚索和注浆锚固锚索的优这样，相邻的锚杆、锚索的作用力相互叠加，组合成一个承载层(承载拱)，这个新的承3-8所示。（1）（2）（3）阻止围岩位移（图