采矿工程毕业设计（论文）-许疃煤矿2.4Mta新井设计

20122012PAGE10许疃矿位于安徽省宿州市西南部，地处蒙城县板桥镇境内。其地理坐标为东经江苏省岱河 石台京江苏省岱河 石台京陇海铁

1-19km通过，本矿井铁路专用线在该支线的任庄站接轨，专用线长度9.3km已投入运营。宿（州）接自许（疃）赵（集）2.2km。故本矿井的交通运输较方便。3m/s14.7741750～910mm7、8两个月。无霜期208～2201226度。35kv变电所，S11-10000/35主9年，电源是可靠的。石炭系上统太原组二迭系下统山西组10、11两个煤层（组101二迭系下统下石盒子组4、5、7、8四个煤层（组42、51、52、71、72、8272、82煤层为本井田主采煤层，82煤层下的铝质泥岩为本区中部地层的重要标志层。二迭系上统上石盒子组泥岩和煤层组成。含1、2、3三个煤层（组，32煤层为本井田主采煤层，K3砂岩为本区下第三系上第三系上新统122～315m245m0～63m，20m71线以北。岩性为砾石、粘土砾石、砂砾、砂及粘土质砂，85～185m第四系64～116m90m22m1m左右。1-2地层厚度 系统组二迭系下统下石盒子组灰到浅灰色，薄到中厚层状，中～色矿物。煤深灰色，块状构造，顶部稍含粉砂质，430.50米以下0.35铁鲕粒岩。7-1深灰色，块状构造，泥质结构，含少量结核，产多量的植物化石，顶部.20米底部0.10灰到浅灰色，薄到中厚层状，中～色矿物。7-2煤的粉砂质组成互层。浅灰色，中厚层状，细～8-28-2浅灰色，块状构造，细～及其它暗色矿物或岩屑，分选差，泥质胶结。

1-28～25，8～1672～755煤露头呈波状起伏，与临近煤层露头的走向不一致。虽经F672DF10、DF11、F24、DF12、DF13、DF14、DF15DF11、F24断层间呈现为反65～6663～6615八个钻孔及530m10条。8断裂；属于北西西～10张扭性断裂。属于北东东向的断层只有F18一条，属张性断裂。至F11F58235km2。16913428条（包括补勘前发10条断层3510m。28条断层中，82161条。本次补勘对以F15、F5-1F6断层的组合方式，F9618条。和F11为代表。煤层露头浅部和-800m本井田构造复杂程度属于第二类—（1）292.84～368.10m320～340m，自北西向292.40～3542010～15m左右。北部古潜山和西部、南部构造突起地段四含沉积缺失或沉积较薄，56.62m。岩性为砾石、粘土质砾石、砂砾、粗砂、中砂、细砂、粉砂及粘土7166-68470-713孔抽水资料，q=0.105～0.282L/s，717774-756孔抽水资料q=0.0005L/ms富水性弱。77线以南绝大右，以砖红色粉砂岩为主，隔水性良好。下段厚度约50～60m，多为红色砂砾岩，钻进32、5、7煤层之上，对开采可能71874-753K3砂岩抽水资料，q=0.004～0.0062L/s，富水性弱。煤顶板中7211q=0.025L/s，富水性弱。3～4煤层（组）间砂岩裂隙水以储存量为主，补给水源不足。7～8煤顶、底板砂岩，局部裂7015、68-672、73-746孔抽水资料，q=0.009～0.294L/s，富水性弱～中q=0.0015L/ms，65～663、7017、5467216孔分别对某断层、F5、F6和F7断层抽水资料，q0.0001～0.0093/s，T＝0.0038～2.932/d，k＝0.0001～550m/h，650m/h821011121015.79m3272827.20m平均总厚4.03m。24煤层平均厚0.72m，离32煤层较远（平均115m，11222m1-1。4278m0～2.35m1.19m。煤层结构较简单，一般在顶部有73.1%。5258m0～3.46ml.69m。7煤组在分岔区为二层（71、72（72煤层厚具一层夹矸，反之则薄或无夹矸。83煤层不稳定，常出现尖灭点，可采面积只有1-10.22-1～2-0-0-0-70-0-40-90-本井田以肥煤为主，1/385%，属中等挥发分为主的强粘结煤种。32煤属高挥发分煤。15～25%之间，中灰为主，并伴有少量低灰及富灰煤。0.01

6400卡.7

6000卡（25×107J/kg1.57m0.3～0.66m炭质泥岩伪顶；老顶为中～细粒石英砂岩或砂质泥岩，厚0～16.204.84m710～19.16m829.25～22.87m15.31m。82煤层层直接顶为灰～深灰色细～1.72～14.71m，平均厚14.49m。0.05～10.08L/g10mL/g。在煤系剖面上，浅部低于深部，上部煤层（32）低于深部煤层（72、8222m3/t，矿井属于高瓦斯矿井。N许疃矿井井田范围为北以F7断层为界；南以板桥断层为界；浅部以石炭系第一层石-850mF5116°40′～116°4533°21′～33°26′。本井田北与隶属于皖北矿务局N

2-1依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问3%3%的煤层储量列50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；7282NN

2-2Z (mS/cosA)

(2- ii mi—i块段煤层平均厚度，m；Ai—i块段煤层的平均倾角， (2-2-1量Ⅰ4Ⅱ4Ⅲ4Ⅳ4Ⅴ4Ⅰ9Ⅱ9Ⅲ9Ⅳ9Ⅴ9围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。风井属I级保护建筑物，故风20m宽的围护带；工业场地属II级保护建（构）15m宽围护带。100m50m50m2-2。2-2井型（占地面积指标（公顷/10240II15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层2-3。2-3煤层倾角煤层厚度表土层厚度82-3所示。 (2-6/cos8=6.89MtP=P72+2-4厚度工广煤柱面积压煤量49

2-3矿井设计资源储量按式（2-4） (2-3%算。式中：Zk—

(2-C—75%80%85%。75%。8h。矿井每昼夜净提升16h。2.4Mt/a（2005年版）2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据286.77Mt，从矿井设计生产能力及服务年限来看，本矿井具（2005年版）3.0Mt/a时，对照《煤炭1.8Mt/a（2005年版）要求，但1.8Mt/a时，矿井服务年限偏长。3-19m8~16o20o以下,适宜机械化开采。减少吨煤投资，提高经济效益。生产能力为2.4Mt/a1.8Mt/a1.8Mt/a2.4Mt/a。矿井设计可采储量ZkA和矿井服务年限T (3-式中：T—K—1.4T1=Zk1/(A×K)=194.25/(2.4×1.4)=57.81a（2005年版）（2005年版）2.2.5条规定：矿井设计生产能力与3-23-2251.2~2.4Mt/a时，矿井设计50a25a。252.4Mt/a51.78a（2005年版）的规定。3-2煤层倾角煤层倾角600————确定井筒（硐）井筒（硐）各形式井筒（硐）7282350~850m，倾角8~16o17o以下，而且埋深较大，因而不适宜斜井开拓。井田15527.66m3072.79m。315793.94m2960.86m。0.24km2600m400m。 田内煤层的赋存垂高最大为500m（2005年版）规定：200~350m200~350m；如果采用上下山开采，一个水平服务两个阶段，水平垂高为400~700m（2005年版）岩石大巷以布置在距煤层底板10~30m的岩性好的岩层中。岩石大巷优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能4-1～4-4所示。72煤层底板岩层中沿南北方向4-1所示。

4-1立井单水平开拓(中央并列式通风72煤层底板岩层中沿南北方向4-2所示。

4-2立井两水平开拓，立井直接延伸(中央并列式通风72煤层底板岩层中沿南北方向4-3所示。

4-3立井单水平开拓，暗斜井延伸辅助水平(中央并列式通风72煤层底板岩层中沿南北方向4-4所示。

4-4立井单水平开拓，暗斜井延伸辅助水平(两翼对角式通风4-1～4-44-1数量提升高度时间服务年限4-2数量提升高度-650m-900m时间服务年限4-3数量提升高度提升距离时间服务年限4-4数量提升高度提升距离时间服务年限4-54-54-6～4-10。4-6基岩段基岩段基岩段基岩段基岩段基岩段000基岩基岩0004-7数量4-8数量4-9平均运距提升高度时间服务年限费数量服务年限数量服务年限4-10平均运距提升高度提升距离时间服务年限费数量服务年限数量服务年限4-11百分率百分率12t800mm，基岩段井壁厚4-54-12。7.2m40.69m2，井筒内装备一对1.5t矿车双层四车加宽罐笼，井壁采用钢筋混凝土支护，井筒主要用于提料、运4-64-13。4-74-14。4-54-12212t50mm4-64-131.5t150mm4-74-1450mm根据《煤炭工业矿井设计规范》4.2.14-10所示。3474-81.0~1.5600mm4850×1052×1600151.5t矿车组成。7272.73t1091t7m20m1162t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送机巷8h的正常用水量。 (4- (4-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c1040mm。4-16。回风石门选用的断面与运输大巷相同。 (4-b—车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580mmd1、d24-104-17，轨道大巷每米材料消耗量4-18。（3）4-11所4-194-20。4-94-15断面 净4-16铁Ⅲ4-104-17断面 净4-18铁Ⅲ4-114-19断面 净4-20铁Ⅲ72煤层，其煤层特征：黑色，玻璃光泽，半暗型，条带状结构，煤1.51t/m3。22m3/t12~21%72煤地温、地压均正常。1.57m0.3～0.66m炭质泥岩伪顶；老顶为中～细粒石英砂岩或砂质泥岩，厚0～16.204.84m72煤顶底板砂岩裂隙水。72煤顶底板砂550m/h，650m/h1800m。10m5m2600m1800m。带区225m。72101U型后退式通风，风流系统简单，漏风小。井田中部五个带区B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，5-1地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区材料车场→带区行人运料斜巷→带区运料721015-1所示。55kW水泵，一台使用，一台备用。454573186 925-1带区内所有工作面分带斜巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，工作面配备ZY-24气腿凿岩机，P-60B耙斗装岩机，G10型风镐，JD-11.4调度绞车，以及污水泵，局部通风机，HPC-V混凝土喷射机组，MFC-1190/3470单体锚杆机等。掘进通区生产系统能够保证的能力，一般以万t/a表示。0.8m7个循环。330天。 (5-式中：A0n75-1 (5-式中：AA0—工作面年生产能力，2.34Mt/a5-2西二带区工业储量为：2118.06万t。西二带区实际采出煤量为：1851.05万t则可得：带区采出率（2005年版）0.75，0.80.85。设计首采带区采出率为5-23354125-21-2-3-4-5-0.5h的运 (5-ML—割煤机半小时运行距离，120m(4m/min计算5m592.68t。两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.0~2.5m，3~4.5m4m。72煤层，其煤层特征：黑色，玻璃光泽，半暗型，条带状结构，煤1.51t/m3。22m3/t12~21%72煤地温、地压均正常。550m/h，650m/h1.57m0.3～0.66m炭质泥岩伪顶；老顶为中～细粒石英砂岩或砂质泥岩，厚0～16.204.84m72煤可供选择的采煤工艺主要有：一次采全便。采高一般为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93~97%以上。3较困难，且放顶煤工艺回采率低，再加上煤层平均厚度为4.0m，赋存稳定，因此选择一150~220m1820m4.0m。5000mm×3000mm。6-6-112335m左右。②推移输送机机头（机尾：将输送机机头（机尾）6-1 A1

A-A-AAAA2A- A2

A-A-AAAA2A-

6-1（1） (6-f—1.4；D—330T—K—0.6 (6-B—0.8m；γ—C—0.95 (6-Hw—0.6~0.70.65。0.5~1MG300/730-WD16-2。6-2mmmVt2） (6-Kc—1.2；730kW730kW210m，功率为2×400kW，输送量为1500t/h，可以满足生产的需要。其主要6-3。6-3mV3140146架，采用支架技术特6-4。6-4mmmmt6-5个3VL6-6 (6- (6-S1—0.2m；S2—200mm；a—Hmax=4.0+0.2=4.2m19962类，底板主要为II~III类。 (6-式中：M—γ—α—煤层倾角，αmin=8：P＝(4~8)9.82.54.0os810P＝0.776MPa≤0.98×80%=0.784MPa，经验算，P80%，RB125/31.5型乳化液泵站提供，31.5MPa。3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；拉架滞后底滚筒3~5架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架（3~5架，以防顶板冒落；0.8m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移刮板输ZT7500/18/366-76-7mmmt工作面采用FLZ38－20/110Q30m800mm30m800mm3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.8m50m70m以外。1m200mm1/3350~550mm之间；移架过程100mm10个架，距采煤320m8m2而不垮落，必须将5m/min150~200mm各级运输机司机严格把关，禁止杂物（板皮、木料）50m加强维护，对于失4.0m0.8m。采用“三八”制工作制度（两班生产，一班检修8h。循环方式为生产班每班进三个采煤循环，检修班进行一个采煤循环，日进七个循环。24h正规循环作业图表见工6-8。6-8333922262226111311131113333933622151157224811131124 (6-C—0.95；152.19元/t6-96-91m2m3°84m5m67m8t9个7tm%元通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。回采巷道采用5m5.0m×3.0m，矩形断面。采用胶带输送机运煤，1200mm①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm7750×800mm②钢带：M54.8m12150mm间隔有效连接。30⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z236028mm27mm2750mm60~80kN120kN，锚杆预紧力300N•m。①规格和数量：规格Ф21.8-6300mm，布置成“2-0-21600mm，紧跟6-2-1所示。④螺母及垫圈：OVM⑥药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端Z236028mm27mm6000mm80~100kN200kN①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm5650×800mm2排锚杆可以考虑滞后综掘②钢带：M42.8m③网：8#3200×1000mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，12150mm间隔有效连接。30⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z236028mm27mm2450mmФ22-M24-2800Ф22-M24-2500 Ф22-M24-2800Ф22-M24-2500 6-27-17-1123h4d5m6°789高1820m2800m，故4620m。6747.86t674.79tXK8-6/140-2KBT防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车运输。工作面辅助运输采用SQ1.5t1.5t1.5t平板车、5t平板车、10t20t平板车。7-27-27-3～7-67-3mV7-4mV7-5V7-6V转载能力为1800t/h，破碎机破碎能力为2000t/h，分带运输斜巷胶带输送机输送能力为本矿井的工作面巷道距离较长，最长达2000m，且有一定起伏。若此时辅助运输采无极绳连续牵引车。SQ系列无极绳连续牵引车是以钢丝绳牵引的煤矿辅助运输系统，配本设计选用SQ-80/75B7-7V°t7-8。7-8V料车、MPC1.5-61.5t平板车、MPC5-65t平板车、MPC10-610t平板车；运送支架选用MPC20-620t平板车。7-9～7-107-9载重量外形尺寸轨距轴距自重520122012PAGE62t8m7--台220122012PAGE6716h330d。6.5m720m1.5t固定箱式矿车双层四车加宽罐笼，担负全矿井备两套型号为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。8-1t根4根2t

(8-8-2JKMD-m根4tt8-3N-

(8- (8-a—u—θ—10s (8-则：Ns=3600/103.49=35次 (8-af—1.3；2—

(8-8-4间升量8-412t，所以能够满足矿井生产的需要，1.5t固定箱式矿车双层四车加宽罐笼。8-5～8-7。8-5JKMD-m4根4tt8-6辆4人tt根4根28-7N-+24.5～+26.5m之间，一般为+25.5m10～13km3～7km，井田20.1979km2。2.4Mt/a1.51t/m322m3/t，矿井属于高瓦斯矿井。本井田各煤层9-1。（10～13km9-14k⑥必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）采煤工作面通风方式按进、回风巷数目可分为U型、W型、Y型、Z型、H型等通风：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、漏风小等优点，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流中WZ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；采区内进风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、区段采用U形后退式通风方式。（2010版）的要求，只需将25年的生产，故将它作为中央风井和所选9-19-2 (9-式中：Qai—iKai—i1.6。根据煤层瓦斯含量计算，采煤工作面绝对瓦斯涌出量为5.68m3/min，则：9-29-2

(9-vai—iSai—i个采煤工作面平均有效断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算15m2；24~26vai=1.5m/s。故工作面需风量为：Qai=60×1.5×15=1350m3/min (9-式中：4—Nai—i65人。由以上三种方法计算所得的采煤工作面实际最大需风量为1350m3/min，故取9-19-2

(9-

(9-式中：Sai—i15m2。由风速验算可知，Qai=1350m3/min (9-式中：Qbi—iqbi—iKbi—i2.025m3/min (9-式中：Ai—i12kg。 (9-式中：4—Nbi—i30人、40则煤巷掘进工作面需风量：Qbi=4×30=120m3/min，岩巷掘进工作面需风量：4m/s0.15m/s4m/s。 (9-式中：Sbi—i个掘进工作面巷道过风断面积，m2。15m2。798m3/min9-3。9-35% (9-式中：N—井下同时工作的最多人数，200Kt—1.25。 (9-容易时期矿井总风量为：Q≥(1350+798×2+790+0)×1.05×1.2=4707.36困难时期矿井总风量为：Q≥(1350+798×4+790+0)×1.05×1.2=综上，应从两者中取较大值作为矿井总进风量，即通风容易时期矿井总风量为 1.29-4。9-49-59-5-8-8-8-8646-6-90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。10%15%计算；350mm地面→副井→井底车场→轨道运输大巷→带区行人运料斜巷→带区运料平巷→分带地面→副井→井底车场→轨道运输大巷→带区行人运料斜巷→带区运料平巷→分带 (9-，Ns2/m4；9-69-7

(9-

(9-

hA1.1917Qh

(9-9-6LUSQ9-7LUSQhme＝1.1×859.06＝944.97PaA1.191778.46 3.02m2则困难时期：通风总阻力为hmd＝1.15×1269.66＝1460.11Pa，矿井等积孔为A1.1917111.97 3.51m29-89-8总阻力总等积孔9-99-92m2，故本矿5年。590%。 (9-9-10进风井筒出风井筒冬夏副井深度：Z副井主井深度：Z风井高差：Z高差=775-冬季空气密度取:ρ进=1.28kg/m3，ρ出P平均=1/2×（ρ进+ρ出）=1.26kg/m3，hna=ρ进gZ副井+ρ平均gZ高差-ρ风井gZ风 (9-夏季空气密度取:ρ进=1.22kg/m3，ρ出ρ平均=1/2×（ρ进+ρ出）=1.24kg/m3，hna=ρ进gZ副井-ρ平均gZρ高差-ρ风井gZ风 （9-冬季自然风压有利于矿井通风，压力为55.37Pa，夏季自然风压阻碍矿井通风，压力 （9- （9-Hn—0；hb—50Pa。 （9-容易时期：Rfe=hse/Q2=939.6/86.312=0.161N2/8困难时期：Rfd=hsd/Q2=1945.12/123.172=0.128NS2/89-11风压风压0.9倍以下。0.6。9-11中的风机工况点选择风机为：FBCDZ-8-NO.24BM1M29-3所示。从而求得FBCDZ-8-NO.24B9-9-12叶片安装角风压效率输入功率NminNmax计算电动机Nmin/Nmax=237.84/376.36=0.64＞0.6，因此只需选用一台电动机。所需电动机功 （9-ηe—0.92；He=376.36×1.15/0.92=470.45FBCDFBCDZ8--No.24B55°4152°40° 49°55°52°43°40° 46°9-139-13功率电压电流效率功率因素矿井设计有足够的风量、可靠的通风设备和完善的通风设施，确保矿井有稳定、可靠的通风系统，通过严格掌握风量分配，保证各作业地点有足够的风量和适宜的风速。（2010版）有为了实现本质安全性矿井，提高矿井预防瓦斯爆炸的可靠性，设计所有的井下电（2010版）的要求外，结合本矿实际，设计重点采取了如下措施：加强对断层构造导水性的研究，设计配备有包括瑞利波探测仪、防爆音频电穿透证，并采取底板注浆加固措施，保证煤层开采的安全。矿井在风井工业场地设有注浆站，并配备了相应的井上下底板注浆加固设备。10-110-112层33m4°56d班378a9a高m-个1个0mmm个3MGC1.7-61.5tm20122012PAGE8710-元20122012PAGE100关键词固力，以保证巷帮煤体的完整性，减少巷帮相对移近量。采用允许变形量较大的U型钢可上下上下3-13-2所示。 8 12345678 1

565673-271666＃架、44＃架、33＃架、27＃架、19156刀（溜尾）3-36015(第619(第527(第433(第344(第266(第1割移 3-33-4所示。3-43-5。32#37#架范围，即靠近前台阶侧的工作面范围；二是工作面上顺槽13m时，32#—37#2.8～3.0m32#架以下12m10m时上双网，上网架号为0.3m以上，双层网鱼鳞状搭接，扣扣相连，每扣拧3.15（3.5）m3.0~3.6m工字钢支设倾向工字钢0.8m~1.0m，上垫板梁或大板接顶严实，一梁三柱以上。此段支护距离保30m以上。0.6~0.8m，上垫 12345678

3-5132845768.8m132845760.8m。1～2棵单体支柱，单体支柱要垂直前梁或顶梁支设并垫木盘，并用铁丝将单体0.5m。32#32#—37#架机道内及输送机浮煤清理干净，所有运输设备开空。37#上边缘与架边控制线大致吻合，以保证足够的安装空间。3-6。工3-65组，支架由安装单位7.5m5300mm以上，工字钢300mm800±100mm。17kW绞车打回头至适当位置，5t200mm。3.0m工字钢，一头担入支架，另一头支单体支柱，并在支架上侧支设一1.87t1.35t。前溜槽已提前放置在加架位置，利用斜17kW绞车打回头将溜槽运至与支架平行位置。5t3t手拉葫芦起吊、调向。起吊所用的索具不小于ф18×64mm5t葫芦链配合进行使用，使用不小于ф18×64mm链子，连接环、2根锚杆、φ18×64mm链子配合起吊鼻子作为起吊吊点。鱼口，拆开所加溜槽与上下溜槽连接处的溜槽连接哑铃和电缆槽连接板。用斜通道k绞车打回头配合液压单体将简易机尾及溜尾母节溜槽整体向上脱开不低于所加溜槽宽度电缆卡子。加后溜槽：需增加后溜槽时，使用绞车将溜槽拖运至加后溜槽位置，加后溜槽3-7。1110 2

3-7倒梯形工作面在倒梯形开采期间，每推进12.8～14.4m撤除一次设备，称此为一次撤时，5#-11#10.8m118m8个支架（121#架外）前梁金属网下3.6m0.8m4根。撤除前部运输机正常槽→撤除7#支架→撤除后部运输机正常槽→设备挪移→撤除其4～5节中部槽。每一循环撤除的中部槽数量原则上与所撤除的支3-820m7#支架（6#支架）5架撤除图）1#绞车设回头轮的配合单体顶推调向进行。个（7#、8#、9#3个）100mm3#、2#、1#支架与下放支架合茬。7#（6#）1#3m。5个支架，在每一循环开始电站斜通道上帮三角煤（0.8m1.4m，每一循环均有所不同）。3撤出64挪移1#、2#、34#、55撤出58挪移1#、2#、3#、49撤出9挪移1#、2#、3#、41撤出72挪移1#、2#、34#、5#、66挪移1#、2#、3#、47撤出8镐进行处理，超前工作面不得超过2m，高度应保证支架正常通过、宽度应保证前溜机尾1211m121#架上帮各打一木垛加强支护，压力大1～2个木垛加强支护。6m6m3-9。3-93-9带采煤柱工作面巷道布置系统，可以看出带采煤柱开采巷道布置的特点为：2101mm1800mm。由图3- 可以看出，支架进入煤柱2600mm，实际回采最大达2600+500+510+681=4291mm型采煤机，其截割长度为：1640+2101+1800/2=500510500510考虑到滚筒圆弧型割煤，肩窝及根脚妨碍设备前移,3-11可以计算出架架边溜煤机线3-113-12。3-12装煤：采用连续采煤机的自装煤方式，采煤机上装有收集头机构，机械驱动蟹爪，连续将煤装到中部运输机，中部运输机将煤转载到等候在连续采煤机后面的梭车内；2台梭车完成运煤工序。梭车按照规定的行走路线往返于1）6刀的方式（3-0.60m0.60m0.60m5.0m。1 2 3 41234

向下截割至底 5 6 7 85678 6.截割底煤退出截割头7.把截割头升高到顶部8.割掉顶99 3-13安装锚杆，先给打好的钻孔内装入两块φ23×600mm超快树脂锚固剂，用已上10-15秒，使托盘紧贴顶30帮锚杆钻完眼后，用压风（或水）因顶板松软、破碎，易冒落时，采用超前锚杆的方式控制顶板，锚杆采用×1800mm，锚杆间距≯400mm0.5m1m。28mm5100±100mm，钻具采用锚杆钻机。钻机上安装：安装锚索时，每孔放入两卷Φ23×600mm的超快树脂锚固剂，用锚索将10-15秒。施加预应力注入锚索30秒后，安装锚索托盘及锚头，将千斤顶、油泵油管连3米20MPa，取下千斤顶。准备巷道割煤顺序（3-回采巷道割煤顺序（3-1215米。20cm30×1500mm竹锚杆。0.5m1000×900mm5m布置 7418529633-14 741852963图3- 50解决了边角煤高效开采的巷道优化布置及支护技术的两个关键技术问题:一是巷道在煤层边角及露头风化带的布置方式、支护方式问题;二是常规巷道掘进不能解决的多转折握了不同块段类型边角煤高效开采工作面及回采巷道的煤岩活动和矿压显现规律,形成了采通风线路长、通风系统较复杂等特点,形成了边角煤高效开采的一通三防技术体系。在证工作面的等长，同时由于前三角点附近顶板受到反复支撑，很容易破坏顶板的完整性，杂且安全程度低，需要加强顶板管理；由于开切工作多,工作连续性差,劳动生产率和机械使用率都偏低,叶根喜姜福兴刘鹏亮等.边角煤高回收率高效开采工艺设计与优化.北京科技大学学报,沈永祥,徐金海.边角煤的高效短壁开采实践研究.能源技术与管理2007,(1):14-200（2：4-Analysisonrockburstdangerwhenfully-mechanizedcavingcoalfacepassedfaultwithdeepminingChenXuehuaa,LiWeiqingb,YanXianyangaCollegeofResourcesandEnvironmentEngineering,LiaoningTechnicalUniversity,Fuxin,bDongtancoalMine,YanzhouCoalMiningCompanyLimited,Zoucheng,Abstract:Whenfully-mechanizedcavingfacepassedfault,rockburstaccidenceeasilyoccurred.TheSOSmicroseismmonitoringsystemwasappliedtomonitorthemicroseismicactivitiesalltimeoccurredinthecoalandrockmassnearthefaultarea.Variationfeaturesofmicroseismicenergyreleasingandmicroseismicfrequencywereanalyzed.Numericalsimulationmethodwasusedtoresearchtheabutmentstressdistributionwhencoalfacepassedfault,whichwascomparedwithmicroseismoccurrencerules.Whenthecoalfaceapproachedtofault,theabutmentstressincreasesgradually,sothehighstresswouldaccumulatenearthefaultregion.Whenthecoalfaceleftfault,theabutmentstressdecreased.TheSOSmicroseismmonitoringresultsshowedthatmicroseismicactivityinthefaultareahadahighinstability. Whenthecoalfacenearedtothefault,totalenergyvalueandfrequencyreleasedbythemicroseismsteadilyincreased.Themaximumenergypeakvaluealsohadthetendencytorapidlyincrease.Beforethestrongshockoccurred,therewasaperiodofweakseismicactivity.Theweakseismicactivityshowedenergyaccumulationforstrongshock,whichcanbeusedtoforecastthedangerofrockburst.Keywords:Rockburst,Microseismmonitoringsystem,FaultNumericalTheequipmentwillbedamaged,andpeoplewillbeinjuredwhenrockburstoccurs,whichisoneofthebiggestdisasterstominesafety.Withtheexpansionofminingandtunneling,theconditionofminingfacewillbecomplex,theminingactivityinthecoalpillarandadjacenttocoalpillarisinescapability.Duringtheminingprogressindeepcoalseam,influencedbythefaultstructure,theminepressureappearsveryviolentlyaroundtheexcavationface,thesoundofminequakebecomeslarger,andthenumberofminequakebecomesmoreandmore.Researchontherockburstoccurrenceruleunderthecomplexgeologicalstructureisverynecessarytosafetyproduction.Thedomesticandoverseascholarshavestudiedthemechanismoffaultactivityinducingrockburst,andthemicroseismiclawofrockburstportent.Theslidedestabilizationcharacteristicofsurroundingrock,thestressdistributionandchangerules,androckburstoccurrencemechanismwereresearchedbytheviewpointofthefaultupperwallandlowerwall,coalseamroofandfloor,andfaultfracturedzoneandcoalmechanicscharacterintherelevantdocument.Theresearchonrockburstdangeroffully-mechanizedcavingcoalfacepassedfaultisrelevantlyless.TheNo.14310coalfacepassingtheNo.NF6faultintheDongtanminewasactedasresearchobject.Therelevantmathematicalmodelwasusedtoresearchtherockburstmechanisminducedbytheactivityofregionalsurroundingrock.Microseismiclawofcoalfacepassedfaultwasexplored,whichcanguidetheforecastandpreventionofrockburst.MicroseismicactivitymonitoringandchangerulesinfaultregionwhencoalfaceexcavatedChangerulesofmicroseismicThePolishSOSmicroseismicmonitoringsystemwasusedintheDongtanmine,andthemicroseismicactivitywasmonitoredandlocatedinrealtime.ThechangeofmicroseismichypocenterpositionandenergywasrecordedwhenthecoalfacepassedtheNo.NF6fault.ThemonitoringresultaboutconcentrativeandviolentdistributionofmicroseismichypocenterwasIllustratedasFig.1,allkindsofthepointsshowedmicroseismichypocenterposition,thedifferentshapesshoweddifferentmicroseismicgrades,andtheblackshortlineshowedtheexcavationpositionofcoalface.Accordingtothemonitoringresult,themicroseismichypocenterchangedalongwiththeexcavationprogress.Intheverticalsection,thehypocenterchangedobviously.Whenthecoalfacewasfarfromthefault,theexcavationwaslittleinfluenceonfaultactivity,andthemicroseismichypocentermainlydistributedinthefrontofcoalfaceandonthegoafInJuly26,2010,thedistanceofcoalfacefarfromfaultwas62m,theminepressureemergencenearcoalfaceenhanced,thetimesofmicroseismicoccurrenceincreasedobviously,butthemicroseismicgradewassmall.Atthistime,microseismicbegantoappearnearfault,whichshowedthefaultactivitywasinfluencedbythecoalfaceexcavation(seeFig.1a).Alongwithcoalfaceexcavation,microseismicactivitywasmoreandmoreobvious,hypocenterpointconcentratedonthehardrockseamsabovethemainroofandnearthefault(seeFig.1candd).InAugust25,2010,thedistancethatcoalfaceleftfaultwas80m,microseismicoccurrencewasnotinfluencedbyfault,microseismictimesreduced,microseismicpositionstillbegantodistributeinthefrontandgoafofcoalface.Accordingtothemicroseismicmonitoringresult,therewasrockburstdangerintheregionnearthefaultundertheexcavationdisturbance.ChangesofmicroseismictotalenergyandmicroseismicAccordingtotheexcavationprogress,changesofmicroseismictotalenergyandmicroseismictimesweredrawnasFig.2duringtheperiodofcoalfacepassingthefault.SinceJuly25,whenthedistanceofcoalfacefarfromfaultwasabove60m,microseismictimesobviouslyincreased.Butmicroseismictotalenergylittlechanged,andmicroseismicgradewasmainlysmall.AfterAugust5,6,highenergymicroseismicbegantoappear,energychangedviolently,whichpresentedtworules:Firstly,microseismicenergyundulatedonaspeciallevel,buttheamplitudedifferencebetweenmaximumenergyandminimumenergywasbig.Secondly,beforestrongshockoccurred,thefrequencyandgradeofmicroseismicactivityhadthedecreasetendency.Afterstrongshockoccurred,microseismicusuallyturnedtolowenergyshock.Sothelowenergyshockshowedthetendencyofenergyaccumulationforstrongshockoccurrence.AfterAugust24,thechangesofmicroseismicenergywerenotinfluencedbythefaultstructure.MinepressureemergencynearthefaultundertheinfluenceofNumericalsimulationTheminingdepthwasabove600m,sotheuniformlydistributionloadactedontheupperboundaryofmodelwas12.86MPa(Zhuetal.,2007).Xdirectdisplacementofmodelleftandrightwas0,andXdirectdisplacementandYdisplacementofmodelbottomwas0(seeFig.3).MaterialconstitutiverelationwasMohr–Coulomb.Therockseamproperties(seeTable1)referredtotheNo.49geologicalboreholeoftheNo.14310coalfaceinDongtanmine.Thefaultmechanicspropertywasreferredtotherelevantdocument(Zhouetal.,2006;Wangetal.,2003;Lietal.,2008a,b,c).FaultinfluenceonabutmentThecoalfaceexcavatedfromfaultlowerwalltofaultupperwall,whenthedifferentdistancebetweencoalfaceandfaultrespectivelywere80m,65m,40m,20m,-5m,-30m,-70m,-100m,thedifferentabutmentstressesdistributionwasillustratedasFig.4,andthepeakvalueofdifferentabutmentstresseswaslistedinTable2.Whenthedistancebetweencoalfaceandfaultwas80mand65m,thetwocurveofabutmentstressaheadofcoalfacewerebasicallysuperposition,sofaultinfluenceonabutmentstresswasverysmall.Numericalsimulationresultsshowedthatinthecoalbodyaheadofcoalface,stresspeakvaluereachedto53.37MPa,stressconcentrationfactorreachedto3.42,thedistanceofstresspeakvaluefarfromcoalwallofcoalfacewas24.2m,andthestressinfluencescopewasabove50m.On-situobservationresultsindicatedthatthedistanceofstresspeakvaluefarfromcoalwallofcoalfacewasmorethan2–3.5timesofexcavationcoalheight,thestressinfluencescopewas40–60m,andstressconcentrationfactorwas2.5–3(QianandShi,2003).Theabovetworesearchresultsweresimilar,whichexplainedthatnumericalsimulationmodelwasreasonable.Fig.1.Distributionchangeofmicroseismichypocenteralongwithcoalfaceexcavationinvertical(a)Changesofmicroseismictotalenergy (b)ChangesofmicroseismictimesFig.2.Changeshistogramofmicroseismicenergyandtimesduringthecoalfacepassingfault.Fig.3.NumericalsimulationTable1RockseampropertiesofRockMediumgrainedCoalElasticCompressstrength53AngleofinternalTable2PeakvalueofabutmentDistancefarfromfault(m)Peakvalueofstress(MPa)Stressconcentrationfactor(K)Fig.4.Distributionofabutment (c)-Fig.5.DistributionnephogramofabutmentstresswithdifferentdistancesbetweencoalfaceandAlongwiththecoalfaceapproachedtofault,thefaultinfluenceonabutmentstressenhanced,andthestresspeakvaluegraduallyincreased.Whenthedistancebetweencoalfaceandfaultwas40m,stresspeakvaluereachedto70.84MPa,stressconcentrationfactorreachedto4.54,thedistanceofstresspeakvaluefarfromcoalwallofcoalfacewas25.2m.Whenthedistancebetweencoalfaceandfaultwas20m,stresspeakvaluerapidlyreachedto90.21MPa,stressconcentrationfactorreachedto5.78,thedistanceofstresspeakvaluefarfromcoalwallofcoalfacewas20.12m.Afterthecoalfaceleftfault,thestressinthecoalbodygraduallydecreased,forexample,thedistanceofcoalfaceleftfaultwas30m,stresspeakvaluedecreasedto74.81MPa,andwhenthedistancewas50m,peakvaluewas52.03MPa,whichwassimilartonormalexcavation.Fig.5illustrateddistributionnephogramofabutmentstresswhenthereweredifferentdistancesbetweencoalfaceandfault.Whenthedistanceofcoalfaceapproachedfaultwas15m,therewasobviouslystressconcentration(seeFig.5a)nearthefault.Whenthedistanceofcoalfaceleftfaultwas20m(seeFig.5c),rockseamsnearthefaultweremostlydestroyed,sothestresswaslittle.Whenthefully-mechanizedcavingcoalfacewithdeepminingandbigexcavationheightpassedfault,severalstrongshocksoccurred,whichindicatedthatthegreatscopeofrockandcoalseamsfracturedanddestroyedundertheactionofabutmentstressandfaulttectonicstress,therewasrockburstdangernearthefaultregion.Microseismicactivityhadobviouslyrule.Whenthecoalfaceexcavatednormally,microseismicenergyundulatedonaspeciallevel.Onthespecialconditions,beforestrongshockoccurred,thefrequencyandgradeofmicroseismicactivityhadthedecreasetendency.Afterstrongshockoccurred,microseismicusuallyturnedtolowenergyshock.Sothelowenergyshockshowedthetendencyofenergyaccumulationforstrongshockoccurrence.Whencoalfaceapproachedtofault,theabutmentstressonthefrontofcoalfaceobviouslyincreased,sotherockburstdangernearthefaultwasbigger.Undertheinfluenceofcoalfaceexcavation,faulthadthepossibilityofinstabilityandslippage,whichwasbecauseinthefaultregion,microseismicintensityobviouslyincreased,andmostofmicroseismicsoccurredintheroofofcoalseam.Theserulescanbeusedtoforecastrockburstdanger.CaimKaiser,P.K.,Martin,C.D.,2001.Quantificationofrockmassdamageinundergroundexcavationsfrommicroseismiceventmonitoring.InternationalJournalofRockMechanicsandMiningSciences(8), Dou,Linming,He,Xueqiu,2004.Modelofrockburstfailureanditscriticalvaluesofacousticandelectromagneticemission.JournalofChinaUniversityofMining&Technology(5),504–508(inChinese).Gou,Panfeng,Chao,Jianwei,Sun,Guangzhong,2007.Studyonthedistributionlawofroofstressofroadwaycuttingthroughfault.EnergyTechnologyandManagement(4),1–3(inChinese).Huang,Qingxiang,Gao,Chaoning,2001.Mechanicalmodeloffractureanddamageofcoalbumpintheentry.JournalofCoalScience&Engineering(2),156–159(inChinese).Jiang,Fuxing,Yang,Shuhua,Cheng,Yunhai,2006.Astudyonmicroseismicmonitoringofrockburstincoalmine.ChineseJournalofGeophysics(5),1511–1516(inChinese).Li,Zhihua,Dou,Linming,Mou,Zonglong,2008a.Effectoffaultonroofrockburst.JournalofMining&SafetyEngineering(2),154–158(inChinese).Li,Wei,Wan,Zhijun,Jiang,Fuxing,2008b.Numericalsimulationofheadtopcoal’sstabilitycontroloffullymechanizedlongwallminingwithsublevelcavingfaceinlargedipseam.JournalofChinaUniversityofMining&Technology(6),797–801(inChinese). 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