采矿工程毕业设计（论文）-许厂煤矿2.4Mta新井设计

矿区概述及井田地质特 矿区概 矿区地理位 地形地貌及水 气象及地 矿井电 井田地质特 地 含煤地 地质构 水文地质条 煤层特 煤 煤 可采煤层顶底板岩 井田境界与储 井田境 矿井工业储 构造类 矿井工业储 矿井可采储 井田边界保护煤 工业广场煤 断层保护煤 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 井田开 井田开拓的基本问 井筒形式的确 井筒位置的确定采（带）区划 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——带区巷道布 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 带区车场的形 带区主要硐室布 采煤方 采煤工艺方 带区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参 回采工作面破煤、装煤方 循环工 回采工作面支护方 端头支护及超前支护方 各工艺过程注意事 回采工作面正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道支护参 井下运 概 矿井设计生产能力及工作制 煤层及煤 运输距离和货载 井下运输系 带区运输设备选 设备选型原 带区运输设备选型及能力验 大巷运输设备 矿井提 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提升设备选 矿井通风及安 矿井概况、开拓方式及开采方 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、火药 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 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 设计矿井基本技术经济指 参考文 厚煤层开采技术研 引 绪 我国厚煤层开采技术现 国外厚煤层开采技术现 厚煤层开采急需解决的问 厚煤层开采研究的必要 厚煤层开采工艺分 厚煤层分层开采的综采工艺分 倾斜分层金属网假顶下行垮落开 缓倾斜煤层分层恒底式上行采 厚煤层综放开采工艺分 放顶煤采煤概 放顶煤适用条 放顶煤采煤工 厚煤层大采高开采工艺分 破碎顶板下开采措 倾斜开采措 端头支 防止煤壁片 防倒防 厚煤层开采技术的应 三交河煤矿厚煤层最优采煤方法选 工程概 2#煤层采煤方法选 综合效益分 结 山西三元王庄煤矿厚煤层开采方法的选 综放开 一次采全高开 结 大柳塔煤矿特厚煤层开采方法的选 分层开 综放开 一次采全高开 结 总 参考文 英文原 中文译 ~中国矿业大学2012届本科生毕业设 第111163600"～1164300"352400"～353100"。8km。连接京沪、京九两大南北铁路干线的新(乡)～菏(泽)～兖(州)～石(臼港)铁路，30km至兖州，与京沪铁路相109km190km与京广铁路相连。济北矿区铁路专用线从本区中部通过，在兖州西站与京沪铁路接轨。327国道及日荷高速公路分1.1月1日)，枯水季节河水减少甚至断流。本区中心南距南阳湖20km，最高湖水位标高为36.86m(1957715日)。气象。本区气候温和，属温带季风区海洋~13℃，月34℃，最低气温-941℃，最低气温-19℃，平均最高气温mm2228mm1493mm。春夏两季多东及东南风，冬季多西北风，平均风速为2m/s0.15m0.31m（199022012km120110220变电所。京兖荷德 惠 烟荷 兖 许 孙 井

济南淄博 济宁 氏断

济2012兖2012荷 临枣断荷 层县微山湖22

至邹 徐店断上上徐北济济济济 交通位置

新新20122012PAGE104～1630222～816上石炭统太原组煤（18下、18中、18上、17、16下、16上、15下、15上、14、12下、12中、12上、11、10下、10中、10上、9、8下、8上、6、5、4，16上、17煤层为稳定可采煤层，15上煤层属局部可采下二叠统山西组F1、F2等；燕山运动第二12断层等，该组3下610m3/h695m3/h地层层 层号 下二迭统山西组砂岩、页岩薄层,常呈透镜状局部发育，含粉砂岩包裹体，高角度裂隙发育,富水性强，是3下煤的直接充水含水层。量钙质和黄铁矿薄膜。平及缓波状层理，且含植物化石及黄铁矿薄膜。上石炭统太原组深灰色至灰黑色,以粉砂岩、泥岩为主，夹部分浅灰色细砂岩，水平相沉积。图1- 3下煤层综合柱状53上、3下、15上、16上、173上0～2.71m0.75m，属不稳定煤层，位于山西组的中上部，上距1015%166.8%。63.8%，煤层厚度15上0～1.41m0.63m39%。0～3层，夹石岩性为炭质砂岩和泥岩或粘土岩，属稳定煤层，位于太原组的下部，上28.1%。14.96%。1-1表1- 可采煤层特厚度间距最小~3151-2表1- 3315挥发份粘结指数3上3下15上煤属低中灰、高挥发分、高硫，16上煤属特低灰、高挥发分、高硫，171-3表1- 抗拉强度容重据此分类，本井田主采煤层中，3下煤顶底板以坚固岩石为主，次为中等坚固岩石。1-4。表1- （点数3下粉砂岩Ⅱ砂岩Ⅲ3下粉砂岩Ⅱ砂岩Ⅲ粉砂岩Ⅰ石灰岩Ⅳ粉砂岩Ⅰ顶底板岩性及稳定性。3下煤层直接顶板主要为中砂岩，次为粉砂岩，零星分布3上煤直接顶板以泥质岩类和粉砂岩为主、次为砂岩，底板以泥质岩类和粉砂岩为主，15上煤直接顶板以石灰岩（九）为主，局部相变为泥质岩类、粉砂岩，泥质岩类伪顶16上煤直接顶板为石灰岩(十下)17煤直接顶板主要为薄层石灰岩(十一)，部分地区相变为泥岩、粉砂岩。底板岩性以15.46m3/min0.49m3/t2.36m3/t。3下36.18%，1643.06%8km4km30km2左右，开采深度为-130m～-330m。1°～19101~19，褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地区，属于第因此本设计主要是对3上煤层进行设计。煤层平均总厚6.5m，井田内有最大落差较大的孙α=101：50001mm250m21.4t/m310，煤厚2-1所示。ZzmF式中Zz——F————煤容重，t/m32-2Zz=236.65

（2-表2- 倾角块段面积煤厚容重储量煤层总储量12434许许2N234图2- 块段划ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22式中Zg——矿井工业资源/储量

（2-Z122b——Z2m11——Z2m22——Z333——k——0.7~0.9k0.9；k0.70.8。Z111bZz*60%*70%111.32MtZ122bZz*30%*70%55.66MtZ2m11Zz*60%*30%47.71MtZ2m22Zz*30%*30%23.86Z333kZz*10%*k2-2Zg30m宽，则井田边界保护煤柱的损失Q1——井田边界保护煤柱损失，万H——井田边界煤柱宽度，30m；L——井田边界长度，25229m；m——煤层厚度，6.5m；r——1.4t/m3

HL （2-11

1.0公顷/102.4Mt/a，所以取工业广400m³600m10度，工业广场的中心处在井田20m2-4。表2- 井型（占地面积指标（公顷/10240120-45-9-表2- 岩层移动煤层厚度冲击层厚度фδγβ-2-1mmnqk0

02-1由CAD量的梯形的面积是：530777m2Q2SmS——工业广场压煤面积，m2；m——煤层厚度，6.5m；2r——煤的容重，1.4t/m3。2

538969

Q5389696.51.4104490.16万2-4表2- 断层落差H30mHH式中Q3——tl——断层长度8519m

Q3ldm

（2-d——断层留设煤柱宽度，100mm——3Q85196.51001.4cos10104786.71万3

QQ1Q2Q698.95490.16786.711975.82万Zk(Zg

（2-式中Zk——Zg——保护煤柱损失量，万0.8。Zk(ZsQ)C(259.7719.75)0.8192.023308162.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开10，2.4Mt/a。6.5m式中T——Zk——可采储量，192.02

K

（3-A——K——1.3。 K

1.3

61.54

T9985.04321.3T9216.9629.541.3表3- 服务年限3下6.5m61.54a30a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的要求，见3-2。表3- 煤层倾角煤层倾角6.0——20122012PAGE17——20122012PAGE18贯彻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件。加快矿井建设；主采煤层为缓倾斜煤层（10°；2.4Mt/a4-1。10°40m，无流沙层；水文地质情况中等—表4- 3斜井井筒通过富井筒位置的确定采（带）4-1许图4- 采带区划分示意2.2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的24km2600m400m。本矿井主采煤层为3下煤层，其它煤层属急薄且不稳定煤层，近期暂不开采可作为后10330m200～350m，针对于本方案一:立井两水平直接延深（煤层大巷方案一：立井两水平直接延深（煤层大巷0000

方案二：立井两水平暗斜井延深（煤层大巷方案三：立井两水平直接延深（岩层大巷方案四：立井两水平暗斜井延深（岩层大巷

0000图4- 开拓方案示意4-2~4-5。表4- 数量44提升高度涌水时间平均运距表4- 数量44提升高度（涌水时间平均运距表4- 数量（万元44000（万元提升高度涌水时间平均运距00表4- 数量（万元44000（万元提升高度涌水时间平均运距00表4- 百分比表4- 建井工程 主井井筒副井井筒中央风井井底车场主石门0开拓大巷主井井筒副井井筒井底车场主石门开拓大巷表4- 数量4440000提升高度涌水量时间服务年限平均运距长度服务年限表4- 数量4440000000提升高度涌水量时间服务年限平均运距长度服务年限•表4- 费用汇百分率百分率2.4Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备用两对38.48m238.48m2400mm100mm164-3所示。石的提升和兼做进风井。一对3t矿车双层四车加宽罐笼，副井内设梯子间作为一个安全4-4所示。翼风井位于井田南部边界。直径6.5m，净断面积33.17m2，基岩段毛断面积44.16m2，表450mm井筒内设有封闭式玻璃钢梯子间和洒水管、瓦斯抽采管各一趟。井筒断面布置如图4-5所3‰以内。运输、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷射厚120mm4440mm3820mm14.8m24-54-6。1根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求4-7。：20008801150（mm，70m。左翼矸石列车驶至AB间，机车摘钩,经道岔B，通过调车线，过道岔A，到达列车尾部,水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为根据水仓的布置要求,水仓的容量为Q （4-Q—S—水仓有效断面积，10由上面计算得知：QQ0，故设计水仓容量满足要求。图4- 主井断面表4- 38.4816t井井图4- 副井断面表4- 33.1844.183t图4- 风井井筒断 44.16 表4- 巷道特征断面 净 图4- 表4- 巷道特断面 净2012354-82012354-81-主井1-主井2-副井3-中央风井45-胶带大巷6-水仓7-箕斗装载硐室8-主排水泵房9-管子道10-中央变电所11-清仓绞15-通路16-调度室1718-副井重车线19-副井空车线2021-材料车线22-医疗室23-消防材料室和工具库24-煤仓25-推车机硐室62582AB4CD571320122012PAGE363101分带为首采区，设计如下：39.61～73.92m49.60m1～10，5.5°3下1.4t/m35-1。表5- 煤层特征水分灰分挥发分含硫焦油产率3该带区瓦斯相对涌出量为0.49m3/t，涌出量较小。具有强爆炸性，具有自然发火倾向3下煤层顶底板以坚固岩石为主，次为中等坚固岩石。3下煤直接顶板主要为中砂岩，3下1～10，总体呈近水平。经初步勘探无断层，具体有待开采 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3m保护煤柱。1960m6.5m，赋存稳定；根据理论计150～250m之间，吨煤生产成本最低，故工作面230m。3101带区内各工作面采用U型后退式（面向大巷）通风，风流系统简单，漏风小。生产时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→辅助运输大巷→带区轨道斜巷→3101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→水流方向：工作面→工作面运料斜巷→辅助运输大巷→副井井底水仓→FD-2³55KW局6.5mA330H Lan

（5-式中

————煤层容重，1.4t/m3；L——工作面长度，220m；a——采煤机截深，0.8m；n——6；1，可得：1A3303.01.42200.860.93104148.49万t/a1A330HLbnC

（5- 式中A1——H2——1.4，t/m3；L——工作面长度，220m；b——放煤步距，0.8m；1A3303.51.42200.860.75104128.07万13）式中A——

AK1

（5-K2——A2——工作面生产能力，276.56t/a。240t/a304.22t/a，完全能够满足矿井的产量带区内工业储量为：46.18=38.10/46.18×100%5-3-1所示，通过提升绞车提升，绞车房独立通1-2-3-4-5-6-

5-30.5h的运300mm，其容量为：QQ——

Q0——10t；L——割煤机半小时运行距离，120m；M——采煤机割煤高度，3.0m；HB——进刀深度，0.8m；γ——煤的容重，1.4t/m3；C0——C1——工作面放顶煤回采率，0.75t——Q301.430Q10120(3.00.933.50.75)Q301.430煤仓的断面半径：R 3m30m216.51t1.4tm3。3下煤层顶底板以坚固岩石为主，次为中等坚固岩石。3下煤直接顶板主要为中砂岩，36.18%，属于危险型矿井，具有自然发火倾向性，属自燃煤层。2.03.5m150～250m沿倾斜推进；选择后退式回采，有利于回采巷道维护和通风。工作面长度平均为220m，1010～1960m1960m。根据准备部分巷道5m，高3m5m3m。6-1。表6- 6-2、6-36-4。表6- 型采m截mmmVm表6- 型mmV表6- 型mmV6-1所示。20m6-1（a）0.80m，此1（b6-1（c1（d6-115m采煤机在机头(尾)开缺口斜切进刀→割煤→移架→推前溜→放顶煤→拉后溜。循环进0.811.170.8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。31473153架。6-4。表6- mmmmtF8HRg式中H——R——F——S——F83.02.51039.87.02

（6-4800kN8倍采高验算所需的工作阻力，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。1235架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机移架（35架ZTF6500-19/32型端头支架，其主要技术特征6-5表。表6- mmm°工作面采用FLZ38－20/110Q30m800mm30m800mm木垛必须用柱帽、木楔背紧。800mm的戴帽点柱（用单体柱。10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.8m15m以内时，必须严禁在两头作业，以防甩出大块2.0m处，50m70m以外。200mm中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角小于7°，相邻支架间移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300mm以下；移架过程中要100mm1050m，（ZT5600/19/3320m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，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板机头推移困难，5m/min150~200mm机组司机要掌握好采高,各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮、木料)0.80m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产4824小时正规循环作业图表，见工作面层面图。6-6。表6- 劳动组织配备2226333911351113112411351124333933633611354444112111311134411211131113332811211222

Q1L1S(MC

C

（6-Q2L2S(M2CM1C1)Q1——割一刀煤产量，t；Q——循环产量，t；S——M——M1——

（6-（6-M2————煤的容重，1.4t/m3C——则

0.

1.

工作面吨煤成本CC1、工人工资C2、材料费C3C4①设备折旧费6.48（元/t②工资300元，工68t。则吨煤工资费（C2）300/68＝4.41（元/t）③材料费采面材料费（C3）12.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项。④电费动力电耗＝电机容量总和³开动台数³循环开动小时³负荷系数/2500k6h代入得：动力电耗＝2500³6³1³0.92/1394＝9.9（k•/t照明用电消耗照明用电耗＝照明用电总功率³循环照明时数/循环产量其中：照明200kW代入得：照明用电单耗电力费＝200³6/1394＝0.9（k•h/t电费总消耗（C4）电力费＝单价³（动力用电单耗+照明用电单耗）式中单价——0.50元/kW•h代入得：电力费＝0.50³（9.9+0.9）＝5.4（元表6- 1m2m3m34m5t6个67t896%元3m3m15m2。M2220#—M22—2400。为Z2360（后放28mm1300mm。为Ф16—4800—100—6。30度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号运输斜巷采用50×50mm、1m60.8m，辅助运输斜巷间距0.8m250mm。，长度M16,规格型号为Ф18—M16—2000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为网片规格：斜巷两侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.7×1.1m。1m4700mm。区段运输平巷靠近顶板200mm200mm。3m6-2、6-36-2Ф22-M24-2800Ф22-M24-2500 Ф22-M24-2800Ф22-M24-2500 矿井工作制度为“三八”制，二班生产，一班检修，每天净提升时间为16小时，矿3301～105.51.4t/m3。36.18%，具有强爆炸性，具有自然发火倾向性，属自燃煤层。1485m,196010603090m。5050m。8441.64t，1406.94t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车运输，矿车选用MG1.9-9B型1.51.5t固定箱式矿车、5t材料车、5t平板车运输材料及设备。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不均SGZ-764/500SGZ-764/400，转载机型号7-17-27-37-4。表7- 转载机技术特项单型mV长宽高7-3。表7- 项单型t长宽高表7- 项单型V带492t/h，工作面前后刮板输送机生产1100t/h900t/h1200t/h1200t/ht/h均大于工作面的最大瞬时出煤能力，且各环节后一设备运输能力均大于或等于前面运输JW1600/801.5t5t材料车、5t表7- V表7- 型载重量长³宽³MG1.7-55根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用XK8-9/120-1A型表7- 项型t8轨m7最型V台2AA表7- 项型DX-带°V3下煤层，煤层厚度大，地质条件简单，矿井属于低瓦斯矿井，煤层具有自然发330天。，主井直径为16t8-1。表8- 箕斗技术参 型-tmt表8- 项目单 型号JKM-mm3m20122012PAGE61数条4间表8- 钢丝绳技术特征 单 型中大小NN—(2式中H——HS——矿井深度，370m；HZ——装载高度，30m；HX——卸载高度，20m。

H

HZ

H3703020mVm——经济提升速度，m/sm

V0.4H

（8-

Vm8.220122012PAGE62TxVm/aH/Vma——0.8t——30s

（8-式中Ns——小时提升次数。式中As——

Ns3600TxNs360091.539(次)AsAnccr/(BnTv

（8-（8-An——设计年产量，2.4Mt/a；c——提升不均衡系数，1.3；cr——提升备用系数，1.3；Bn——年工作日，330Tv——日提升时间，16hssQ——一次合理提升量，t；

QAs/Q768.18/(239)9.8

（8-表8- 提升参/ms-8-2-416t表8- 人Kg•m-数间距ABCDt人t表8- 主提升机特最大张力功率/交-表8- 直径-4220122012PAGE69本矿地处华北平原东部，矿区内地势平坦，地表自然标高+40m左右，有自东向西倾3下192.02Mt，矿井设计年产量2.4Mt61.54a。0.49m3/t2.36m3t，煤层有自然发火倾向，属自井田开拓采用立井两水平采、带区式结合开拓，第一水平标高-220m-330m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分五个带区，32a。220m8441.64t/d4.8m，采煤机选用MXA—300/3.5D0.8m69-表9- 1MXA—300/3.5D2SGZ-764/5002³2503SGZ-764/4002³1004SZB-830/1802³905SSJ1200/3³200M631013105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煤矿井生产采用―三八‖工作制。井下同时作业的最多人数为400409-2。表9- 通风方式比风系统铺设防尘洒水管路系4km，井型较井 0.5mg/m360%10min40% 3下3下9-19-29-19-220122012PAGE69Q(QaQbQcQd)a式中Q——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/minabQ——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/minbcQ——硐室实际需要风量的总和，m3/minc

dQ——m3/mindKt——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿1.15～1.21.25～1.3。50%。Qai100qaiKai式中Q——q——i

（9-Kai——i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工55KaiKai=1.4~2 已知q=3.18m3/minK

Qai1003.181.5

长壁工作面实际需要风量（Qai，按下式计算：Qai60Vai式中Q——Vai——i

（9-Sai——im2已知V=1.5m/sS=22m2，可得：

Qai601.522

表9- 采煤工作面风速Vai0.3-15-0.5-18-0.8-20-1.0-23-1.5-26-2.0-③按人数计算实际需要风量（QaiQai式中Q——按人数计算实际需要风量，m3/min；4——4m3的规定风量，m3/min；Ni——iNi=40

（9-Qai4401980m3/min

0.25m/s4m/s的要Qai≥0.25×60×Saiai式中Q——aiS——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 S=22m2Q=1980m3 ai330m3/min≤Q≤5280aiaiQ=1980m3/minai

（9-（9-1％的要求计式中Q——iq——Kbi——Kbi＝1.5～2；已知q=3.18m3/minK=1.5，可得：

（9- Qai1003.181.5477m3Qbi4式中Q——Ni——i60人。

（9-Q=240Q600.15Sbi≤Qbi≤604600.25Sbi≤Qbi≤604式中S——22m2。198≤Qbi330≤Qbi≤5280Q=477m3/min，满足风速要求。100～150m3/min60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min100～200m3/min。Qdi133qdi式中Q——q—— Kdi——Kbi＝1.2～1.3；已知q=3.18m3/minK

（9-6）

Qdi1333.181.2

1Q1980477213070701505071.2

Q1980477213070701505071.2

Q4N式中Q——N——K——N=400K=1.5N44001.5

（9-两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为4633..2m3/min4633.2m3/min1.2就是各用风地Q掘进=477×1.2=572.4岩石大巷掘进面：Q掘=477×1.2=572.4绞车房和变电所：Q绞=2³70×1.15=161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9-2，井巷风速验算结果见表表9- 各巷道允许的风速井巷名1—2—83—84—85664表9- 井巷风速验算 90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。294010%350mm12346采面7891219202124采面25262930313210hULv2/

（9-式中hfr——————U——L——S——令/8，Ns2/m4或若通过井巷的风量为Q(m3/s),则vQS,hLUQ2/S3

（9-L、USa成正比。故把上式中的LU/S3R来表示，即RLU/S3，Ns2/m8 Rfr称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受αL、U、S R

， （9-按照上述计算方法，沿着选定的两条最大阻力风路，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困难两个时期的井巷通风总阻力分别为：hme

（9-hmd1.1h5 1.2——hme矿井通风总风阻计算公式：RhQ

（9- RR表9-

（9-长度Q/合11234678959-41129-4表9- Q合z式中R——矿井风阻，Ns2/m8；hm——矿井总阻力，Pa；Q——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。zR=602.29/77.222=0.10Ns2/m82 =3.61困难时期R=1679.08/77.222=0.28Ns2/m8dA1.1917/0.28=2.25d9-表9- 矿井等积等积孔表9- ＜11～2＞20.35NS2/m8，5年。5°；90%。400mhsehmehn式中hse——通风容易时期主要通风机静风压，Pa；

hse=602.29+0+50=652.29hsdhmdhn式中hsd——

（9-

=1679.08＋0＋50=1729.08主要通风机的实际通过风量s式中Q——s

Qs

（9-1.05——Q=1.05×77.22=81.08Q=1.05×77.22=81.08表9- 风压风压2K60NO.28型n=600Z1=14Q/m3s-4001010

Rfe652.29/81.080.10NS困难时期： h/

（9- Rfd1729.08/81.08=0.26NS 作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h RQ2确定；通风机特性曲线由选择

h/

（9-

RQ2 困难时期： RQ2 9- R2K60-NO.282K60-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，9-12。表9- 叶片安装角效率HfminHfmax计算电动机HfminHfmax=320/680=0.47﹤0.6

NeNfke

（9-式中He——Nf——ke——Hee=320×1.15/0.90

Hed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Y630-10/1180和Y1000-10/4309-13表9- 电动机参电压电流转速效率Y630-Y1000-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10-112层13m4°56d班378a9amm—低——m-个1mmm个3——3—mm3/.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》.中国煤炭建设协会.《煤炭工业矿井设计规范》.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》.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》..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》..专20122012PAGE100200725×108t以上，1/370%来自于煤炭，因此煤炭在我国能源结构中具有其它能源无法替代的作用。在我国现有煤炭储量和产量中，厚煤层（厚度≥3.5m）45%左右，是我国实现高产高效开采的主力煤层，具有资源储量优势。在20世纪80年代中期以前，我国的厚煤层开采是以分层开采为主，当时厚煤层主的综合技术在世界处于先进水平。20世纪80年代中期以后，1984年首先在沈阳蒲河煤208021世纪初得到了迅速发展。在其发展过程中，相应先水平。近10年以来大采高开采方法也得到了快速的发展，早期由于支架、采煤机等技全高方法得到了广泛的应用。目前，在我国厚煤层开采形成了分层、放顶煤、大采3种炭开采技术的不断发展,近年来放顶煤开采和大采高开采技术得到了快速发展和广泛应用。在20世纪80.0~3.0回采安全，上分层必须铺设人工假顶或形成再生顶板。目前多采用在分层间铺设金属网，放顶煤开采的实质就是在厚煤层底部布置1个采高2~3m的长壁工作面，用常规方法进程度和使用的支护设备可将放顶煤开采技术分为综采放顶煤和简易放顶煤2大类。简易放顶煤指用滑移顶梁液压支架铺顶网放顶煤及单体液压支柱配Π型顶梁铺顶网放顶煤等实用技术。由于简易放顶煤对顶板（煤）采用小阶段布置，掘巷为机掘水运，水枪采用液压遥控，运输为1mm分级，区内水运，运水提，技术上很有特点。但是总的来说，水采电力消耗高，经济指标较差，一般只在煤层水平分层水砂充填上行开采等方法。波兰1990年采煤工作面冒落和充填工作面各占50%，1995年充填工作面个数占13%，冒落工作面个数占87%。之所以有这种变化，主特矿在急倾斜厚煤层用上行水砂充填方式实现采煤机械化，壁上的辅助链在浮箱上运行。一个采煤工作面配备两台采煤机，平均日产400t综采放顶煤技术是50年代末由法国布朗基矿首先试用成功。放顶煤开采具有掘进率低、工作面生产能力大等优点，70年代和80年代初，这项技术在世界近10个国家得到应用，曾在法国中南部地区成为特厚煤层开采的唯一方法；在匈牙利和前南斯拉夫也是特厚煤层开采的主要方法。但90年代以来，这项技术在国外似已日趋衰落，布朗基矿已产8000t；鲁尔矿区威斯特法伦矿采高4.5m，小班产量2414t商品煤，折原煤3000t左右。波兰已经研制成功采高6m的液压支架，近期拟在杰莫维特矿进行工业性试验。前苏联在法设备搬家频繁，占用设备多，单产不高，坑木消耗高达400m3/万t，不能认为是很成功AKH大倾角综采成套设备，经过几年的探索，平均日产已达到2000t。但这套设备调试十美国O公司研制成功一套高壁采煤系统，其实质是将连续采煤机、转载机、可伸缩胶带输送机等设备全套实现自动化。从地表煤层露头向煤层掘一条巷，最长可达1200，2000t/5670t面顶网搭接不应小于0.5m，在巷道的另一帮要留有0.5m以上的网头，贴在煤壁上。将网6~8m的超前底网的铺设。巷道压力大、断面变形严重的条件下，要将平巷超前工作面一穿鞋1面推进时与工作面顶网连接好。及时支护新暴露出来的假顶，尽可能缩小假顶的暴露面积，避免金属网下沉，导网兜通常可能在相邻两架间的空隙出现。如果出现网兜，要及时处理，避免继续这种联网方式是由自动扣压联网法与PLZ400一17/35型液压支架配套的。支架不同这种联网方式是由自动扣压联网与PLZ600一19.5/31型液压支架配套实现。该支架煤层不易自燃，煤层的瓦斯含量不适合过大，不然会给底分层开采时带来通风的采取措施保护煤壁，避免煤壁片帮；采二、三分层，要避免顶板（顶煤）冒顶，支放顶煤采煤法就是在厚煤层中，沿煤层（或分段）底部布置一个采高2m~3m的长壁一次采全厚放顶煤开采：一般适用于厚度6m~12m的煤层。其优点为掘进量小，预裂。一般适用于12m以上、直接顶坚硬、瓦斯大的煤层；倾斜分层放顶煤开采：当煤层超过15m~20m8m~12m的分段，然后自上而下依次进行放顶煤开采。一般适用于15m留下的空间，此空间体与放出椭球体相似，称松动椭球体。松动椭球体参数：松动椭球h-放顶煤高度，短轴为2b1，设长轴2a=h大，损失越大；当l<2b1时，脊煤损失小，煤矸石混杂；支架选取后，l是确定的，要求(1)层采出厚度的.0~2.5倍，其中.0~12倍范围内的直接顶为不规则垮落带，而在上位直接顶中则形成某各临时性小结构，其活动可对采场造成明显影响。综放采场上方仍可形成稳定的砌体梁半拱砌体梁‖0m以上；周期来压步距相对减少，约为其初次来压步距的三分之一。（2)氏系数越小，有利于顶煤的放出；相反，f值越大，放煤效果越不理想。一般认为，煤的普氏系数f<3的煤层更适合放顶煤开采。顶煤的破碎是支承压力。顶板运动及支架反复支撑共同作用的结果。支架对顶煤反复支撑的次数N与顶梁的长度L及采煤机截深B有关，煤层厚度以5~12m为最好，过大破坏不充分，过小易超前冒顶；煤质中硬，2最好，煤质松软，层理节理发育，3.1~3.9，层理节理发育亦可；煤层倾角不宜太大，太大影响支架的稳定性，缓倾斜煤层中一般煤层倾角小于15，25~30煤层中也试验成功；顶煤中的夹矸总厚度不宜大于顶煤厚度的10%~15%.5或3II一般可提前10左右停止放顶煤并铺顶网，但应注意解决好两个问题：一是选择合理面，即矸石应能够压住金属网。如不铺网，应在综放设备允许的坡度范围内加大爬坡度，减少放煤量，在到停采线时，使支架基本贴近顶板，将易燃的碎煤变为底板上的实体煤。架排列顺序每隔1架或几架（如1、3、5、…或1、4、7、…）依次打开放煤口。无论是煤的途径主要有以下3种：加大巷道断面尺寸，机头机尾置于巷道中，取消过渡支架；使3.5~5.0m省搬家费用。大采高一次采全厚综采适合地质构造简单、煤层厚度3.5m以上、煤层赋存铺设金属网，控制架间流矸。破碎顶板条件下，因支架初撑力大，进一刀支架就得支、卸载一次，在移架过程中，可能将完整的顶板破碎了，原来破碎的顶板会更破碎。400走向搭接大于200。鱼鳞式铺设，网扣为双丝双扣，扣距200，扣连成三花形。排水措施。在工作面下平巷下方约10~15m处，平行下平巷分段掘进排水水窝，用工作面煤壁前方上、下平巷内，有出水点或淋水，要挖通水沟，将水集中到水窝3~5支护变形明显，坑木消耗大，并不安全。十‖字顶梁与单体液压支柱配套支护是比较好的支护形式。利用端头支架支护也是较好的一种端头支护形式。及时支护。在采煤机割煤后，滞后采煤机1~2架马上擦顶移架并打开护帮板，需利用设备防滑。大采高支架的防滑装置，包括排头架锚固和中间防滑千斤顶。排三交河504工作面位于978水平五采区南翼，其东侧与2-502采空区相邻，西侧为实体轨道巷。地表形态属中高山地形，地表全部为松林、灌木丛，工作面上覆基岩黄土覆盖)m，倾斜长230m，可采面积382950m2，可采储量247.9万t。工作面顶底板岩性见表1。工作面煤层整体呈背、向斜相间的褶曲构造形态，存在F4、F52条落差较大的断层及N18陷面顶板节理发育，节理密度4～7条/m；工作面构造类型属中等复杂。表3- 工作面煤层顶板情厚度K82#对于放顶煤开采来说，最适宜的煤层厚度为5～10m。当煤层厚度小于4m时，严禁使用放顶煤开采方法，同时采高比应控制在1～3m。煤层的埋深应大于100m，节理裂隙不发育的煤层最好在300m1.0～1.2三交河煤矿2#煤层平均厚度为4.7m；夹矸层厚度0.1～10m，不稳定，破碎，泥岩。由大等缺点，加之2#煤为1/3焦煤，属于稀缺煤种，因而不采用综采放顶煤开采方法。2.0～m4.7m;顶板强度低，完整性差，难控制;铺网开采费用高，和一次采全厚相比，投资较大；另外（3工作面煤层的煤质较硬(普氏系数大于1.5)，煤层厚度3.5～6.0m，煤层赋存稳煤层倾角一般小于12°，最大不超过18空区;煤层顶底板较坚硬。三交河煤矿2#煤层平均厚度为4.7m，适于采用大采高综采;与分层综采相比，其回采工作面产量和效率有了很大提高;同时，回采巷道的掘进量减少了一倍;从回采工艺来看，减少了人工顶板的铺设，降低了工人的劳动强度;另外，与分层综采相比减少了综采设备表3- 经济技术指标计算结产254870t，最高日产达13472t。产238264t，最高日产达11243t。应用大采高综采技术，2008年利润增加了8375.35万元；2009年利润增加34747.7万行性;建立经济效益比较模型，通过计算各类比较指标，对分层开采和大采高综采开采进山西三元王庄煤矿生产能力为210万t/a，主采3号煤层,属低瓦斯矿井。3号煤为贫煤,煤尘具有爆炸性,自然发火等级为Ⅲ类不易自燃煤层。3号煤层平均煤层厚度5.17m。开采区域内没有大的断层和褶曲,工作面长度不受通风条件和地质构造的制约,这些有利的条件决定了布置长工作面在地质因素上是可行的,关键是选用最合理的厚煤层开采方法,实现科学、经济和安全高效、协调开采,最大限度地提高煤炭资源回收率。一次采全高可供选择的采煤方法有综放开采、大采高综采,现从三元王庄煤矿3号煤层的适用性、经济性、由于放顶煤主要是利用矿山压力破煤,因而对煤层的可放性及赋存条件有一定的要求。以下、直接顶板冒落容易和赋存不稳定的条件下,综放开采是最佳的开采方法。顶煤冒放性随着开采深度的增大而加强。开采深度大于400m时，顶煤易于冒落。三元王庄煤矿埋深100m左右，属于浅埋薄基岩煤层,综放采场前方煤体的支承压力低，f220MPa顶煤冒放性较好。3号煤层平均抗压强度25MPa，普氏系数f2.5~3，属中硬煤层，冒放性度52.67MPa，f=5.3，属中等硬度砂岩顶板，直接顶不易冒落，冒落后不能有效充填采空区,对放煤工艺的实施以及安全控制一般。三元王庄煤矿冒放性一般，要提高顶煤回收率，即使采取一采一放率和保证厚煤层的回收率，工作面回收率也仅有80%左右。依据全国厚煤层的理论研究与实践经验，中硬以下煤层顶煤放出率应为85%以上，没3号煤层全厚4.65~6.20m，平均5.17m，底层采高2.2m，放顶煤厚度2.97m，在推进长度1300m，工作面长260m，容重1.34tm3情况下，吨煤售价按700元计，因降低顶煤王庄煤矿5m以上厚煤层开采的。三元王庄煤矿运用大采高采场顶板控制理论，通过煤层及顶板取芯和实验力学测试，研究分析3号煤层及顶板的岩体力学特性及采场顶板结构特征确定采煤方法、回采工艺和顶板管理。依据国内外厚煤层开采的经验，对三元王庄煤矿5m以上煤层，选用支架支撑高度5.17m，底层采高2.2m，回收率95%2.97m，回收率80%,则全工作面内回收率86.3%。由此，一次采全高比综放回收率高8.7%适应5.0m以上的大采高综采支架以及采煤机、刮板输送机等设备研制技术，已经大采高综采条件下，尤其是目前支架工作阻力已达9000kN条件下，采场上覆岩层低于采高3.5m，由此造成工作面端部顶煤留设问题(其它矿井通常采用留底煤的方式)，顶煤的留设对支架稳定性的影响,如何尽少留顶煤提高工作面采出率,端部围岩稳定性控高煤炭资源回收率。可供特厚煤层开采选择的采煤方法有3种：即分层开采、综放开采和一次采全高(即大采高整层开采)开采方法，现将从各种开采方法对大柳塔煤矿5-2煤层的从开采方法本身而言对7m以上特厚煤层条件是适应的，开采在技术上是可行的。与一次采全高相比，开采7m以上的特厚煤层，按照大柳塔煤矿目前的回采巷道布倍以上。如可应用综放开采的话，上述费用也将增加0.4倍以上。对于7m以上煤层厚度，开采相同面积的煤层，分层开采要多搬一次家,设备搬家依据国内外特厚煤层分层开采的经验，对7m以上煤层，分层开采一般分2层，在分层间必须留有0.5~1.0m的煤顶，以确保开采期间的机道空间的顶板稳定与安全控制。如煤厚为7.0m，推进长度2500m，工作面长200m，容重1.3t/m3，留(底)顶煤0.5m，吨煤工作面的煤顶不足以保证机道顶板稳定,则需在上分层工作面铺底网(或在下分层工作面稳定，该部分煤炭留在采空区，对于大柳塔矿的煤层,存在自燃发火危险，如此在采空区与综放开采和一次采全高相比,分层开采巷道布置数量多,增加一倍以上,而且巷道系统复杂,采掘接替紧张,不利于特厚煤层的高产高效开采。根据生产实践经验，分层开采必然要留0.5~1.0m的顶煤假顶，下分层采场顶板容留煤顶维护下分层采场顶板,7.0m，留顶煤厚0.5m，则工作面内回收率减低7.1%。我国于19822工程量要增加0.4倍以上。如施工与维护顶煤爆破工艺巷，则还要增加费用。对于7m以上煤层厚度，开采相同面积的煤层，综放开采只搬一次家，比分层开采依据全国特厚煤层的理论研究与实践经验，中硬以下煤质顶煤放出率为85%以上，而坚硬煤层一般不采取顶煤弱化措施的话，顶煤回收率仅有30%~40%，采取措施后，也仅有55%~65%左右。对于7m以上煤层，如全煤厚7~7.5m，底层采高3.5~4m，顶煤厚度3.5m，在推进长度2000，工作面长300m，容重1.3t/m情况下，吨煤售价按500元计，因降低顶依据现场生产实践与理论研究，使用综放开采工艺，将有25%放煤损失的碎煤遗失大柳塔煤矿属于浅埋煤层条件100~200m)太适应大柳塔煤矿7m以上特厚煤层开采的。展了多项开创性的一次采全高开采研究工作，将一次采高由4.5m不断提高到5.3m和6.3m，相比分层开采和综放开采，开采7m以上的特厚煤层，一次采全高需掘进和支护3对于7m以上煤层厚度，开采相同面积的煤层，一次采全高开采仅搬一次家，无疑道(预计顶层爆破工艺巷道2条)，通风费用约能节省2/5。在一次采全高条件下，通风费用与综放开采和分层开采相比，一次采全高方法采场巷道布置数量分别少2条和3条，厚7.5m，底层采高4m，回收率95%，顶煤厚度3.5m，回收率65%，则全工作面内回收率81%。由此，一次采全高比综放回收率高14%，比分层开采高。适应7.0m以上的大采高综采支架以及煤机、刮板输送机等设备研制技术，已经基大采高综采条件下，尤其是目前支架工作阻力已达10000kN条件下，采场上覆岩性变形条件下的破坏机理，并从理论上对片帮时效性进行解释,才能更深入研究煤壁片帮于采高2~3m，由此造成工作面端部底煤留设问题(国外通常采用留顶煤的方式)。底煤的厚度在3.5~5m且煤层厚度分布不均，变化较大时应优先采用此与发展现状［J］．煤炭科学技术，2009，37（1）:39-4410-11翻20122012PAGE109AnalysisofWaterInsulatingEffectofCompoundWater-ResistingKeyStratainDeepMiningFENGMei-mei,MAOXian-biao,BAIHai-bo,MIAOXie-Abstract:Theproblemofwaterpreservationinminingandthepreventionofwater-burstshasbeenoneofthemoreimportantissuesindeepmining.Basedontheconceptofwater-resistingkeystrata,themechanicsmodelofthekeystrataisestablishedgiventhestructuralcharacteristicsandthemechanicalpropertiesoftheroofrocklayersoftheworkingfaceinaparticularcoalmine.Fourothermodelswerederivedfromthismodelbyre-arrangingtheorderofthelayersinthekeystrata.Thedistributioncharacteristicsofstress,deformation,porepressureandtheflowvectorofallthemodelsarecomputedusingtheanalyticalmoduleoffluid-structureinteractionintheFLACsoftwareandthecorrespondingrisksofawater-burstareanalyzed.Theresultsindicatethatthewater-insulatingabilityofthekeystrataisrelatedtothearrangementofsoftandhardrocks.Thewater-insulatingabilityofthecompoundwater-resistingkeystrata(CWKS)withahard-hard-soft-hard-softcompoundingorderisthebestunderthefivegivensimulatedconditions.Keywords:deepmining;water-resistingkeystrata;fluid-structureinteraction;numericalsimulation;mechanicalanalysis1Alreadyforalongperiodoftimemostminegroundwaterhazardsareduetowater-burstsoriginatingfromfloors.Manyscholarshavecarriedoutexplorationsofthemechanismoffloorwater-burstsincoalminesandobtainedalargenumberofresearchresultsoverthepastfourdecades.Somemethodsandtheoriessuchastheburstcoefficientmethod,thewater-rock-stressmethod,thehighlypermeablepassagetheory,themajorstratatheoryandthethreezonetheorybelowcoalseamshavebeenproposedtoexplainthemechanismofwater-burstsandsomepredictionmethodsaregivenbasedontheircorrespondingtheories[1–7].Allthesestudieshaveplayedanimportantroleinpromotingsafeproductionincoalmines.Lessattentionhadbeenpaidtothestudyofwater-burstsfromroofsthanfromfloors,becauseseriousaccidentsareseldomcausedbywater-burstsfromroofs.However,duetotheincreaseofminingdepthandminingintensity,theproblemofroofwater-burstshasbecomeincreasinglymoreserioussincethe1970s,affectingnormalproduction.Thisproblemhasattractedmuchattentionofinvestigatorsandengineersbothathomeandabroad.Forexample,basedonthethreezonetheoryabovecoalseams,theheightofthefracturedzoneiscalculatedtoestimatetheeffectofroofaquifersonwaterdisasters[8–9].Theconceptofwater-resistingkeystratahasbeenpresentedrecently,whichprovidesanewwaytolookattheproblemofwater-burstsfromroofs.Themainviewpointsupposesthat,iftheaquiferoverthecoalseamisabovethestructurekeystrata(SKS)ortheaquiferbelowthecoalseamisundertheSKS,thentheSKShasaninsulatingeffectonconditionthatitremainsintactafterminingthecoal.Inthiscase,theSKSissurelyawater-resistingstratum.Ontheotherhand,iftheSKSisbroken,butthefracturesarefilledwithsoftrocklayers,awater-burstpassagewaycantbeformed.Inthatcase,theSKSandthesoftrocklayersformthecompoundwater-resistingkeystrata(CWKS).Thishypothesisexplainscomprehensivelytheload-bearingcapacityandwater-resistingfunctionofthekeystrata(KS).Thisexplanationhastakenthesoftrocklayerintoconsiderationinthestudyofwater-resistance.So,basedontheviewpointthattheinstabilityofthewater-resistingkeystratainduceswaterbursts,thebehaviorofwater-burstsindeepminingisstudiedtopredictroofwaterburstsand,accordingly,totakepreventivemeasures,whichisofmuchimportancetoensuresafeproductionincoalmines.Inthispaper,amechanicsmodelofaCWKSisestablishedbasedonexistingconditionsofaparticularcoalminewithawaterenrichedaquiferinXuzhouarea.TheprocessofthelossofstabilityintherooftheCWKSissimulatedusingtheanalyticalmoduleoffluid-structureinteractioninFLACsoftware.Thepossibilityofaroofwater-burstandthefactorswhichaffectitareanalyzedgiventhedistributionalcharacteristicsofstress,deformation,porepressureandflowvectors.2NumericalCalculationModelofTheFLACsoftwaremodelstheflowoffluidthroughapermeablesolid,suchassoil.Theflowmodelingmaybedonebyitself,independentoftheusualmechanicalcalculationofFLAC,oritmaybedoneinparallelwiththemechanicalmodeling,inordertocapturetheeffectsoffluid/solidinteractions.Onetypeoffluid/solidinteractionisconsolidation,inwhichtheslowdissipationofporepressurecausesdisplacementstooccurinthesoil.Thistypeofbehaviorinvolvestwomechanicaleffects.First,changesinporepressurecausechangesineffectivestress,whichaffecttheresponseofthesolid.Second,thefluidinazonereactstomechanicalvolumechangesbyachangeinporepressure.ThefluidtransportisdescribedbyDarcy’slawinporousmediaandthefluid/solidinteractionprocesssatisfiestheBiotequation[10].Whenwaterflowsinporousmedia,somevariablesmaybechanged,suchasporepressure,thesaturationstateandtheseepagedischarge,whichcandescribethewaterflowbythecorrelationbetweentheequilibriumequationofthewaterparticleandDarcy’slaw.Theconstitutiveequationmainlyrepresentsthechangingruleoftheporepressure,thesaturationstateandthevolumetricstraininwhichthefluid/solidinteractionisrealized[11–15].Thestudyofwaterseepagelawsandthewater-resistingabilityofthemajorcompoundwater-resistingstrataisaverycomplicatedfluid/solidinteractionproblem,involvingfluidmechanics,rockmechanicsandsoon.Somehypothesesareintroducedfortheconvenienceofthestudy[16–19].1）TherockmassisisotropicandwaterseepageobeysDarcyTherockporesarefullofwater;thatistosay,therockmassisregardedasasaturatedporousTheseepageproblemisstudiedonlyunderthesameAccordingtothesehypothesesandthecharacteristicsofstratainacoalmine,themechanicmodeloftheCWKSintheworkingfaceisestablishedwithalengthof600mandawidthofm(Fig.1).Inthemiddleofthemodel,thereisaCWKSwithatotalheightof60m,composedofthreelayersofhardstrataandtwolayersofsoftstrata.TheupperlayeroftheCWKSisasandstoneaquiferwithathicknessof70mandbelowtheCWKSacoalseamwithathicknessof4matadepthof750mburied.Bothsidesofthemodelaswellasthebottomcansimplyberegardedassupportingrestrictionsandtheupperboundaryissubjectedtoequivalentlydistributedloadsq,thegravityofthebasementrock.Thevalueofqisdeterminedbythefollowingfunction:qwhereγandHaretheaverageunitweightandthicknessofthebasementrock,respectively.Inthecalculation,giventhegeologicalconditionsofthecoalmineinXuzhou,letγ=2×104N/m3,H=750m,thenq=15MPa.Itcanbeeasilyconcludedthatthewater-resistingabilityoftheCWKSmayvarywithachangeofthearrangementofthehardandsoftlayers.Thisdifferencemaybeveryclearundercertainspecialcondition.Inordertoanalyzethewater-resistingabilityofCWKSwithdifferentcombinations,thewholethicknessisassumedtobeaconstant(60m)andonlytheorderofthefivelayersinthecompoundkeystrataischanged.Thefivecalculationschemes(orders)proposedare,frombottomtotop:1)h