采矿工程毕业设计（论文）-袁店一矿1.8Mta新井设计

中国矿业大学2014届本科生毕业设计本科生毕业设计（论文）题目：袁店一矿1.8Mt/a新井设计姓名：学号：01100263班级：采矿工程2010-8班二〇一四年六月中国矿业大学本科生毕业设计姓名：学号：01100263学院：矿业工程学院专业：采矿工程设计题目：袁店一矿1.8Mt/a新井设计专题：浅埋深煤层开采上覆岩层破断机理及移动规律的探讨指导教师：职称：教授2014年6月徐州

中国矿业大学毕业设计任务书学院矿业工程学院专业年级采矿工程2010级学生姓名任务下达日期：2014年1月20日毕业设计日期：2014年3月12日至2014年6月8日毕业设计题目：袁店一矿1.8Mt/a新井设计毕业设计专题题目：浅埋深煤层开采上覆岩层破断机理及移动规律的探讨毕业设计主要内容和要求：以参与的科研项目袁店一矿条件为基础，完成袁店一矿1.8Mt/a新井设计。主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。院长签字：指导教师签字：中国矿业大学毕业论文指导教师评阅书指导教师评语（①基础理论及基本技能的掌握；②独立解决实际问题的能力；③研究内容的理论依据和技术方法；④取得的主要成果及创新点；⑤工作态度及工作量；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：成绩：指导教师签字：年月日

中国矿业大学毕业论文评阅教师评阅书评阅教师评语（①选题的意义；②基础理论及基本技能的掌握；③综合运用所学知识解决实际问题的能力；④工作量的大小；⑤取得的主要成果及创新点；⑥写作的规范程度；⑦总体评价及建议成绩；⑧存在问题；⑨是否同意答辩等）：成绩：评阅教师签字：年月日

中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答辩情况提出问题回答问题答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字：年月日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人：年月日目录1井田概况及矿井建设条件 页9.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量（1）各用风地点用风量采用计算公式或经验数值部分：在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算：（9-1）式中：——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；——硐室实际需要风量的总和，m3/min；——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/min；——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般抽出式矿取1.15～1.2，压入式矿取1.25～1.3。1）采煤工作面需风量采煤工作面所需要的风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际所需要的风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后有害气体量、工作面的温度和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定来计算风量，且不得低于采煤时实际所需要风量的50%。①按瓦斯涌出量计算：（9-2）式中：——按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；——第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取=1.2～1.6；炮采工作面可取=1.4～2。根据本矿的实际瓦斯涌出量的统计分析，预计工作面掘进期间绝对瓦斯涌出量为17.6m3/min。已知=17.6m3/min，=1.5，可得：=100×17.6×1.5=2640m3/min②按工作面温度计算：采煤工作面应有适宜的劳动条件，工作面温度和风速应符合表（9-3-1）的要求：表9-3-1采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面空气温度/°C采煤工作面风速Vai/m·s-1<150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5长壁工作面实际需要风量（），按下式计算：（9-3）式中：——按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；——第i个采煤工作面的风速，m/s；——第i个采煤工作面的平均截面积，按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。已知=1.5m/s，=24m2，可得：=60×1.5×24=2160m3/min③按人数计算实际需要风量（）；=4×（9-4）式中：——按人数计算实际需要风量，m3/min；4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=85，可得：=4×85=340m3/min取三者中最大值为2640m3/min。④按风速进行验算：根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。按最低风速0.25m/s计算，采煤工作面最低风量为：≥0.25×60×（9-5）式中：——第i个采煤工作面的平均面积，m2。则，≥0.25×60×24=360m3/min按最高风速4m/s计算，工作面的最大风量为；≤4×60×（9-6）式中：——第i个采煤工作面的平均面积，m2。则，≥4×60×24=5760m3/min已知=2790m3/min，可得：360m3/min≤≤5760m3/min由风速验算可知，=2640m3/min符合要求。2）备用面需风量备用面的需风量应该按下式计算：=0.5× （9-7）式中：——备用工作面所需风量。则，备用工作面所需风量为：=0.5×2640=1320m3/min3）掘进工作面需风量各掘进工作面所需的风量计算如下：①按瓦斯涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算。即：（9-8）式中：——第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；——该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；取2.3——该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，＝1.5～2。已知=2.3m3/min，=1.6，可得：=100×2.3×1.6=368m3/min②按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面最多工作人数计算所需风量。（9-9）式中：——按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；——第i个工作面同时工作的最多人数，取50人。可得=200m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=368m3/min③风速校核设计掘进的运输平巷和回风平巷巷道断面均为23m2，则平巷风速为：=368/(60×23)=0.26m/s而0.25m/s<<4m/s，风速符合安全规程要求。4）硐室需风量硐室实际所需要的风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。本矿硐室只有火药库、绞车房、变电所，因此可以不用计算而直接根据经验值取得：大型爆破材料库为100～150m3/min，中小型爆破材料库60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min，充电硐室按经验给100～200m3/min。根据本矿实际情况，取火药库的实际风量为130m3/min，绞车房的实际风量为70m3/min，变电所的实际风量为70m3/min，充电硐室的实际风量为150m3/min。则硐室需风量总和为：130+70+70+150=420m3/min5）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算：（9-10）式中：——按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；——该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min；——该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，＝1.2～1.3。这里取1.2已知=2.3m3/min，=1.2，可得：=133×2.3×1.2=367m3/min6）矿井总风量eq\o\ac(○,1.)考虑到矿井通风系数，取=1.2，结合公式（9-1），通风容易时期和困难时期的矿井总风量计算如下：容易时期：=（2640+368×2+420）×1.2=4555m3/min困难时期：=（2640+1320+368×2+420+367）×1.2=6580m3/mineq\o\ac(○,2)根据矿井人数计算，按下式计算：（9-11）式中：——根据矿井人数计算需风量，m3/min；——井下同时工作最多人数；这里N取500——风量备用系数。取K=1.5已知=500人，=1.5，可得：=4×500×1.5=3000m3/min两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为4555m3/min，通风困难时期为6580m3/min。9.3.3风量分配配风的原则和方法：根据由里向外的原则进行配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。（1）综采工作面：综=3168m3/min；（2）准备工作面：备=1584m3/min；（3）掘进工作面：掘=368×2×1.2=883.2m3/min；（4）充电硐室：Q充=150×1.2=180m3/min；（5）炸药库：Q炸=130×1.2=156m3/min；（6）绞车房：Q绞=70×1.2=84m3/min；（7）变电所库：Q变=10×1.2=84m3/min；（8）其它巷道：Q其它=367×1.2=440.2m3/min。经以上分配，矿井风量正好分配完毕。风量分配及井巷风速验算结果见表9-3-2和表9-3-3。表9-3-2通风容易时期井巷风速验算表巷道名称计算风量Q计算/m3·min-1断面S/m2风速/m·s-1最高允许风速/m·s-1副井井筒5007.6040.712.058井底车场4919.8018.944.338带区轨道大巷4051.6018.943.568综采面进风平巷3168.0015.213.476综采工作面2640.0015.402.864综采面回风平巷2640.0015.212.896回风井5007.6028.272.7715表9-3-3通风困难时期井巷风速验算表巷道名称计算风量Q计算/m3·min-1断面S/m2风速/m·s-1最高允许风速/m·s-1副井井筒8274.040.713.448井底车场6895.018.946.068一水平轨道大巷6119.018.945.388南翼大巷5726.018.945.046备采面进风平巷1900.015.212.086备采工作面1584.015.401.714备采面回风平巷1584.015.211.746综采面进风平巷3168.015.213.476综采工作面2640.015.402.864综采面回风平巷2640.015.212.896回风井8274.028.274.88159.4矿井阻力计算选择通风设备必须先计算矿井通风阻力的大小，故在选择矿井主要通风机时，必须计算矿井的通风总阻力。由于风流经过巷道时产生阻力的形式不同，将其分为摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风总阻力的90%左右，是通风设计中选择主要通风机的最主要参数。9.4.1计算原则（1）矿井通风总阻力，不应超过2940Pa；（2）矿井井巷通风的局部阻力宜按井巷摩擦阻力的10%来进行计算。（3）在矿井通风网路中如果有较多的并联系统，计算总阻力时当以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的通风阻力不宜太高应不超过350mm水柱；（5）应计算出通风困难时期的最大阻力和通风容易时期的最小阻力，使选用的主要通风机既要满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时期合理工作。选择主要通风机时，工作风压要满足最大通风阻力，因此应先确定容易、困难时期最大阻力路线。9.4.2矿井最大阻力线在通风网络图中选出最大通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。通风容易时期的最大阻力路线：1→2→3→4→5→1001工作面→6→7→8通风困难时期的最大阻力路线：1→2→3→4→5→6→1041工作面→8→9→10→11两阻力路线数字标记如图9-3-1和图9-3-2所示。9.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力在井下多数风流是属于完全紊流状态，故（9-12）式中：——摩擦阻力，Pa；——实验比例系数，常数；——矿井空气密度，kg/m3——巷道周界，m；——巷道长度，m；——空气流动速度，m/s；——巷道断面面积，m2令（N·s2/m4或kg/m3），如果通过井巷的风量为（m3/s），则=/，代入上式，得：（9-13）对于已经定型的巷道，、和等各项都为已知数，值只和成正比，故把上式中的项用符号来表示，所以（9-14）此（N·s2/m8）就称为巷道的摩擦风阻，它反映了井筒和巷道的特征。它只受α和、、的影响，对于已定型的井巷，就只受的影响。故（9-15)这是在紊流状态下的摩擦阻力的定律。当摩擦风阻一定时，摩擦阻力和风量的平方成正比。表9-4-1通风容易时期风阻计算表序号井巷名称支护形式计算风量Q计算摩擦阻力系数α巷道长度L巷道周长U巷道断面S通风阻力hfrm3/minNs2/m4mmm2Pa1→2副井井筒混凝土5007.600.034366022.6240.7133.4872→3井底车场锚喷4919.800.006519516.5618.9414.2513→4一水平轨道大巷锚喷4051.600.0065123816.5618.94108.6737→8综采面进风斜巷锚喷网3168.000.0075249011.2115.21174.4008→91001综采面支架2640.000.033033015.8015.4077.6699→10综采面回风平巷锚喷网2640.000.0075249011.2115.21145.32514→15带区回风大巷锚喷4052.000.0075123811.2115.21192.66515→16回风井混凝土5007.600.034365014.8228.2733.816合计908.210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：（9-16）（9-17）式中：1.2——容易时期的局部阻力系数；1.15——困难时期的局部阻力系数。矿井通风总阻力：容易时期：=1.2×908.210=1089.852Pa困难时期：=1.15×1512.905=1739.841Pa容易时期及困难时期阻力计算见表9-3-4和表9-3-5。表9-4-2通风困难时期风路阻力计算表序号井巷名称支护形式计算风量Q计算摩擦阻力系数α巷道长度L巷道周长U巷道断面S通风阻力hfrm3/minNs2/m4mmm2Pa1副井井筒混凝土8274.00.034362022.6240.7148.4252井底车场锚喷6895.80.006519516.5618.9419.4223一水平轨道大巷锚喷6119.00.0065163616.5618.94152.0614一水平南翼轨道大巷锚喷5726.00.0065410016.5618.94371.9375综采面进风斜巷锚喷网3168.00.0075176011.2115.21140.79261041综采面支架2640.00.033018515.8015.4077.6697综采面回风斜巷锚喷网2640.00.0075176011.2115.21117.3268掘进面锚喷1584.00.007524011.2115.2132.8359回风井混凝土8274.00.034332014.8228.2748.900合计1512.9059.4.4矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻的计算公式：（9-18）矿井通风等积孔的计算公式： （9-19）式中：——矿井风阻，N·s2/m8；——矿井总阻力，Pa；——矿井总风量，m3/s；——矿井等积孔，m2。根据上公式，把已知值代入，可得：容易时期：总风阻：=908.21/78.282=0.148N·s2/m8总等积孔：=1.1917/=3.098m2困难时期：总风阻：=1512.905/113.22=0.118N·s2/m8总等积孔：=1.1917/=3.469m2通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-3-6。表9-4-3矿井等积孔通风时期容易时期困难时期等积孔(m2)3.093.46矿井通风难易程度与等积孔的关系见表9-3-7。表9-4-4矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿中阻力矿小阻力矿困难中等容易＜11～2＞2所以该矿井通风的容易时期和通风困难时期的总等积孔均大于2m2，属于通风容易矿井。9.5选择矿井通风设备9.5.1选择矿井主要通风机根据《煤炭工业设计规范》等有关技术文件规定，在通风机设备选型时，应符合以下通风机的选型原则：①风机的服务年限应尽量满足第一水平通风要求，并应适当照顾第二水平的通风；在风机的服务年限内风机工况点应在合理工作范围之内；②当风机在其服务年限内阻力的变化较大时，可考虑分期选择电机，但是初装电机的使用年限应该不小于5年；③风机的通风能力应该留有一定的富余量。在设计最大风量时，轴流式通风机叶片安装角应比允许使用的最大值小5°；风机的转速应不大于额定值的90%；④在考虑风量的调节时，应避免使用风硐闸门调节；⑤正常情况下，主要通风机不应采用联合运转。根据上面的计算，要用扇风机的特性曲线来选择主要通风机，首先要确定通风容易和通风困难的时期的主要通风机运转时的工况点。（1）自然风压由于风流流过井巷时与岩石发生了热量交换，使得进、回风井内的气温出现差异，回风井里面的空气密度比进风井里的空气密度较小，因而两个井筒底部的空气压力不相等，其压差就是自然风压。矿井自然风压是借助于自然因素而产生的促使空气流动的能量。矿井自然风压的大小，主要取决于进回风侧空气的温度差和矿井的深度，温差越大，矿井越深，自然风压就越大。自然风压对矿井通风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。自然风压的计算式为下式：式中：—进风井筒与出风井筒空气平均密度差，； —井筒深度，。表9-5-1空气平均密度一览表进风井筒（）出风井筒（）冬1.251.20夏1.181.20副井深度：风井深度：高差：1）冬天空气密度取：,,冬季自然风压：冬季自然风压帮助矿井通风，压力为320.95Pa。2）夏天空气密度取：，，夏季自然风压：由此可见，该矿井夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为。（2）主要通风机的工作风压1）通风容易时期的主要通风机的静风压该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压为：（9-20）式中：——通风容易时期主要通风机静风压，Pa；——通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；——容易时期帮助通风的自然风压，=-320.95；——风峒的通风阻力，通常为20～50，取40Pa。故：=908.21-320.95+50=637.26Pa2）通风困难时期主要通风机静风压在通风困难时期，考虑自然风压反抗主要通风机的通风，则主要通风机静风压为： （9-21）式中：——通风困难时期主要通风机静风压，Pa；——通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；——困难时期反对通风的自然风压，=128.4Pa；——风峒的通风阻力，通常为20～50，取40Pa。故：=1512.905＋128.4＋40=1681.31Pa（3）主要通风机实际通过风量因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风），则通过主要通风机的风量必大于矿井所需总风量，对于抽出式通风矿井用下式计算：（9-22）式中：——实际风量，m3/s；1.05——抽出式矿井通风外部漏风系数；——风井总风量，m3/s。容易时期：=1.05×4555/60=79.7m3/s困难时期：=1.05×6580/60=115.2m3/s（4）主要通风机工况点工况点是主要通风机的工作风阻曲线与通风机的特性曲线的交点。主要通风机的工作风阻曲线是由主要风机风压与风量的关系方程确定；而通风机特性曲线则是由所选择的主要通风机确定。容易时期：（9-23）=637.26/79.72=0.1N·s2/m8困难时期：（9-24）=1681.31/115.22=0.13N·s2/m8风机风压与风量的关系：容易时期：困难时期：通风容易和困难时期风阻见表9-5-2。表9-5-2主要通风机工作参数一览表项目时期风量Q/m3·s-1风压H/Pa风阻R/N·S2·m-8容易时期79.1625.70.1困难时期115.21725.20.13由以上表格数据，在风机的个体特性图表上来选定风机，则最终选择风机型号为62A14-11№.24型矿用轴流式通风机。根据62A14-11№.24型矿用轴流式通风机性能曲线，可以大概确定主要通风机实际工况点，见表9-5-3。该型号的矿用轴流式通风机的性能曲线以及矿井的理论与实际的工况点见图9-5-1所示。表9-5-3主要通风机实际工况点型号时期叶片安装角/°转速/r·min-1风压/Pa风量/m3·s-1效率/%输入功率/kW62A14-11№.24容易30600823.94887.390.7769.42困难456001692.96118.950.75189.469.5.2电动机选型下面根据矿井通风容易时期和困难时期的主要通风机的输入功率和来计算电动机的输出功率。因为/=69.42/189.46=0.37<0.6，因此通风容易时期和困难时期需要选用两台电动机。电动机的功率为：（9-25）式中：——电动机容量备用系数，取1.1~1.2；——电动机效率，取0.9~0.94(大型电机取大值)；——传动效率，电动机与通风机直联是取1，皮带出动时取0.95。由此得：通风容易时期，=69.42×1.15/(0.90×0.95)=93.37kW通风困难时期，=189.46×1.15/(0.93×0.95)=246.61kW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YB2系列矿用隔爆型三相异步电动机YB2-315S-4型号和YB2-355M2-4型号，其详细参数见表9-5-4。表9-5-4电动机参数表型号额定功率/kW额定电流/A额定转速/r·min-1额定转矩/N·m效率/%功率因数/cosθ堵转电流额定电流最大转矩额定转矩YB2-315S-4110198.71480699.694.50.897.02.4YB2-355M2-4250434.214801590.095.50.907.02.4

图9-5-162A14-11№.24型矿用轴流通风机性能曲线图9.6安全灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）回采工作面和掘进工作面以及工作面的回风巷中，必须按照规定来定期检查瓦斯含量，如果发现异常情况，必须按相关规定处理。（2）盲巷、盲硐、片帮以及冒顶地方等容易让瓦斯积聚的地点，必须及时的采取措施处理。（3）掘进应尽量采用两个风机，两个电源和两个风电闭锁装置。（4）掘进工作面和回采工作面应安装相应的瓦斯的自动报警装置。（5）主要大巷和主要的装煤站应安装瓦斯的自动报警断电仪。瓦斯一旦超出限顶后就应该自动切断相关的供电及架线电源。（6）所有的容易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘的等相关的防尘设备和除尘设施。（7）必须严格的控制井下的风速，以防止煤尘飞扬。井下所有的煤仓和溜煤眼均应保持存煤决不允许放空，不可以兼作相关的通风眼。（8）综采工作面应采用煤尘注水的方式。按照安全规程来设计相应的悬挂岩粉棚以及防水棚。（9）煤尘应该定期来清扫。巷道应该来定期的冲刷，每一个转煤点应该进行喷雾洒水方式来降尘处理。9.6.2预防井下火灾的措施（1）井下的中央水泵房和中央变电所必须设置相应的密闭门和防火门。并应该设置相关的区域的返风系统。（2）井底下的机电设备应该选用防爆型设备为原则。应该提高相关的机电设备的安装的质量。并应该加强设备的维修及系统的管理。防止电路的漏电及短路产生的高温和火花。（3）对有自然发火倾向的煤层，应该加强相关煤炭与相应的坑木的回收；加强采空区的密闭，并应该及时密闭采空区；对采区带去的停采线应该进行黄泥灌浆处理或进行喷洒阻化剂处理。（4）进行阻化剂防火处理：根据具体的化验与实践情况，本矿的自然发火期较长，但为了确保相应的安全效果，应准备相应的部分黄泥用于危险时期进行灌浆处理。9.6.3防水措施（1）井下的巷道硐室的出水点的位置以及水量，采空区的积水的范围和标高以及积水量的大小，都必须在采掘工程图上绘制出来。（2）井下主要水仓必须设置有主仓和副仓，当清理一个水仓时，必须保证另一个水仓可以正常使用。（3）当采掘工作面碰到下列的情况之一时，必须确定相应的探水线来进行探水，确认无突水危险后才可继续前进。10矿井基本技术经济指标表10-1设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号优质气煤2可采煤层数目层23可采煤层总厚度m7.14煤层倾角°7-10（平均9°）5（1）矿井工业储量Mt215.88（2）矿井可采储量Mt161.736（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班27（1）矿井年生产能力Mt/a180（2）矿井日生产能力t/d51568矿井服务年限a64.29矿井第一水平服务年限a4910井田走向长度m13600井田倾斜长度m340011瓦斯等级—高瓦斯相对涌出量m3/t10.3412（1）矿井正常涌水量m3/h342（2）矿井最大涌水量m3/h46213通风方式—中央并列式14开拓方式—立井两水平15一水平标高m-65016生产的工作面数目个117采煤工作面年推进度m130018（1）移交时井巷工程量m12000（2）达产时井巷工程量m1600019开拓掘进队数个320大巷运输方式—单轨吊配合机车牵引固定矿车21矿车类型—固定矿车和自制平板车22电机车类型台数蓄电池电机车3台23设计煤层采煤方法—综采一次采全高24（1）工作面长度m279（2）工作面推进度m/月120（3）工作面坑木消耗量m3/千t0.6专题部分：浅埋深煤层开采上覆岩层破断机理及人工关键层思想的探讨摘要本文在前人对于浅埋深薄表土层的煤层开采后的上覆岩层的破断方式以及岩层移动的机理做了系统的整理和归纳，从数值模拟，理论推导，现场实测，相似模拟四个方面进行了总结，表明浅埋深煤层老顶岩层的破坏的主要顺序仍为“离层——断裂——垮落”，在薄松散层浅埋煤层开采时，当关键层完全垮落后，覆岩将会发生直达地表的整体切落现象，这也是为什么浅深埋煤层开采时，矿山压力显现有时会比深埋深的煤层开采时矿山压力显现更加严重的原因，在这里我给予了新的浅埋深煤层开采时强烈突然冲击矿压的防止方法，并提出了如何构造人工假关键层的构想。0引言前人对煤层开采后的上覆岩层的破断机理提出了很多不同的想法和假说，如最早的压力拱假说，就是由德国人W.Hack和G.Gillitzer于1928年提出的，该假说认为，长壁采煤工作面自切眼开挖开始后，其顶板就形成了一个压力拱，并且压力拱随工作面推进而不断增大，直至压力拱拱顶直达到地表为止。然后出现了后来的悬臂梁假说、铰接岩块假说和预成裂隙假说，而我国的科学工作者总结以上假说，根据工程实际情况和自己的想法，综合提炼得出了普遍认可的关键层的砌体梁理论取得了巨大的成功。浅埋煤层的上覆岩层活动有其自身的特殊性，其移动属性和运动复杂性，都不能单单只从其表现形式（地表沉陷）及机理（理论研究）研究方面就能获得较为完善的结论，借助其它的方法和手段对其进行综合性研究，才能正确的认识覆岩的移动规律，由此推出新颖的防治方法。©(1)上覆基岩层一般是由多个岩层分层构成,并且是以厚度为210m以上的且具有较高强度的岩层分层为主要构成部分;(2)基岩层中部一般不含有较厚的软弱岩层,基岩层的上部有时为风化的基岩,有时候下部紧邻煤层的还有赋存煤线、泥岩等的复合岩层分层;(3)典型的薄基岩浅埋深煤层,其基岩厚度均比较小,观测研究及数值的分析结果表明,当其顶板基岩的厚度较大时,回采工作面的矿压的显现规律接近于普通工作面的矿压显现,通常基岩厚度应小于等于30~50m；（4）浅埋深煤层的上覆薄基岩层可以视为是横观各向同性的,破坏前可以视为横观各向同性的弹性体。2RFPA数值模拟2.1模拟岩石破裂过程分析（RFPA）数值模拟系统软件对于浅埋深薄基岩煤层工作面顶板的上覆岩层的活动规律进行了动态的数值模拟，其主要的目的是提高对薄基岩浅埋深煤层的上覆岩层活动规律的认识程度，另一方面则是通过对模拟结果的分析，为已研究出的有关浅埋深薄基岩的煤层覆岩的活动的规律提供一些实验的依据。2.2上覆岩层的破断过程与形态第一阶段——覆岩下部岩层的破断阶段（直接顶的垮落—下位老顶的初次破断）随着采场工作面的不断推进，上覆岩层逐渐悬露，岩梁的悬露长度达到一定的跨度后，在重力的作用下弯曲，当弯曲到一定的限度，梁的中部开始开裂并离层，并形成“假塑性梁”。随顶板悬露面积不断的加大，离层也将逐步的发展，将导致直接顶垮落。随着工作面进一步的推进，老顶岩梁开始弯曲下沉，离层向老顶上部基岩内扩展，老顶此时出现大范围的移动，工作面前后煤壁的上方基岩将破断，老顶下位的岩梁出现垮落，此阶段覆岩破坏的主要特征一是顶板的离层破坏，二是老顶的弯曲和断裂。图1.1直接顶垮落向左开挖距距离开切眼煤壁30cm图1.2下位老顶初次垮落向左开挖距离开切眼煤壁50cm时第二阶段——上位老顶以及上部岩层的破坏阶段根据关键层理论，关键层将对上覆岩层的稳定性起到控制性作用，一旦关键层出现破断，关键层上方较弱的岩层也将随之垮落图1.3老顶岩梁垮落第三阶段——工作面的老顶出现台阶式的下沉浅埋深煤层与深埋深的煤层的开采，上覆岩层活动规律的最大区别就在于，当关键层上覆的松散层厚度较薄时，浅埋煤层的开采时,上覆岩层的关键承载层一旦遭到破坏后,覆岩将很快地破坏至地表并产生类似台阶式的下沉进而造成工作面的切顶现象发生。图1.4煤柱两侧岩层冒裂至地表3相似材料的模拟实验实验设计如下:相似材料的模拟实验将在3m的模型架上进行,采用模拟线比为1：100的较大的比例,从煤层的底板一直模拟到地表,模拟的材料采用石膏、河沙、大白粉等来配制,根据岩层的强度参数来确定实验的相似配比,而煤层则是采用细煤粉、石膏、大白粉来配制,分层材料则是采用云母粉,模型的开挖按照几何相似比和时间相似比进行，实验结果与数值模拟的结果十分接近。4实测研究--以阳泉矿区为例针对阳泉矿区的岩移的观测资料的分析证明,主关键层的破断不仅会造成其上覆基本所有岩层的同步破断,也即将引起地表的快速下沉.实测工作面为阳泉一矿70310工作面,采用走向长壁全部冒落的方法来开采3号煤层,煤层倾角为3~6°,采厚约为212m,采面斜长约为70m,走向长度约为217m.70310工作面从1964年08月21日投产直到1964年12月01日回采结束,生产期间基本上保持了正规的循环作业.该工作面的地表为一沿煤层走向倾斜的缓斜山坡,在开切眼下的采深约为211m,停采线附近的采深约为150m.钻孔取芯的结果表明,3煤的覆岩共有5层分层的厚度大于6m的硬岩层,按关键层的判别方法可以确定出距离3煤煤层顶板约78~103m间的邻近的3层硬岩层(累计厚度20m)组成的复合关键层并称为覆岩主关键层。为了准确观测上覆岩层的活动及地表的移动规律,工程中从70310工作面的地面垂直打了6个岩移观测钻孔,同时还布置了相对的走向地表的下沉测线及倾向地表的下沉测线.其中岩移观测孔I位于工作面的倾向的中部,距离切眼134m,孔内由下往上总共布置了4个测点,其中测点4距3煤层顶板有179m,位于所确定的覆岩主关键层上.地表下沉走向测线则是位于工作面倾向中部。表1,2分别为钻孔I中测点4的下沉速度与地表走向测线中各测点下沉速度的实测结果表1.1钻孔I中测点4(即主关键层)下沉速度观测结果表1.2地表走向测线各测点下沉速度的观测结果图2为不同日期地表沿走向测线的下沉曲线由上表1,2分别是钻孔I中测点4的下沉速度与地表走向测线中各测点下沉速度的实测结果,而图2为不同日期的地表沿着走向测线的下沉曲线.钻孔I中测点4位于主关键层内,因此该测点的下沉过程可以代表覆岩主关键层的整个下沉的过程.由表1显而易见,覆岩主关键层在工作面采过钻孔I31(1964年11月07日)～57m(1964年11月20日)范围时下沉速度时最快的,其下沉的速度最大可达到23.3mm/d,可以推断出钻孔I处的主关键层是在此期间发生破断.由表2及图2可见,地表各测点在1964年11月17日下沉的速度达到最大,因此,沿工作面的走向地表，最大的下沉速度出现的时间基本上与覆岩主关键层的破断时间同步重合,而且由钻孔I中得测点4可以观测所得出的主关键层的破断为主关键层的初次破断。根据上述的分析可知,覆岩主关键层的初次破断引起了地表的同步快速的下沉,由此可以证明覆岩主关键层的运动对地表下沉具有的控制作用。其实主关键层对其上覆岩及地表移动的控制作用有很多典型工程实例,如大同矿区的直接赋存于煤层上方的厚硬砂岩、新汶华丰矿的靠近地表的厚层的砾砂岩的破断垮落,不仅会造成采场强烈的矿压显现,而且其破断后上部直至地表的所有的岩层将随之同步下沉。再如,乌克兰卢图金煤矿,在采深800m的条件下,距开采煤层约180m处有一层厚约60m的砂岩控制着整个上覆岩层直至地表的移动。上述3个典型的实例的主关键层的距地表的位置分别位于下、上、中部,采深有的浅有的深,正巧说明在不同的关键层的位置与采深条件下,主关键层对其上覆岩和地表的控制作用都是存在的.5理论研究大多数情况下,工作面的来压最猛烈、最不易控制的时期是初次来压时期,老顶岩块的结构及其性质将会直接决定初次来压的显现的强烈程度,对于薄基岩浅埋深煤层的初次来压的强度相比其他将会更大,一旦处理不好将会对工作面的安全生产产生极大的威胁。随着工作面的推进,顶板基岩岩层的裸露的跨度就会逐渐的增加,基岩岩层必然将会发生挠曲变形,当工作面推进到一定距离后,基岩层下部分层将沿分层的界面产生滑移,在其上岩层离层垮落,即直接顶的初次冒落,随后关键层(组)裸露出来。这在物理的模拟试验中,也得到了充分的证明。当工作面持续推进至关键层的初次破断距时,关键层随即开始破坏,此时工作面就会呈现初次来压。工作面的初次来压基本上经历如下三个阶段:(1)关键层的破断垮落,来压从此开始;(2)关键层上部基岩分层岩层的破坏垮落,形成第一次的冲击载荷;(3)松散载荷层的滞后垮落,形成第二次的冲击载荷。三个阶段间隔时间很短，煤矿回采工作面的矿山压力控制主要是控制老顶的断裂后引起的工作面的来压,工作面的老顶岩层随工作面的推进将产生周期性的断裂活动,即是周期来压,准确预报工作面的周期来压,弄清晰来压的机理是做好工作面的安全生产的必要的保障,对减少采场的冒顶事故具有十分重要意义典型的薄基岩浅埋深煤层的工作面矿压观测表明,工作面周期来压的显现具有以下几个明显特征:(1)来压步距小,来压持续时间较短;(2)顶板沿煤壁出现台阶式的下沉或在工作面支架后形成切落;（3)地表将会出现裂缝以及地堑(4)有一定的动压现象。根据上述基岩浅埋深煤层工作面的周期来压的特征,我们可以构建描述关键层的周期来压破断后运动的承压砌块模型,如图2所示。承压砌块的活动与工作面周的期来压基岩关键层经过初次的垮断,工作面的顶板经历初次来压过程以后,随着工作面的持续推进,关键层形成类似悬壁梁式的周期性的破断,关键层的周期性的破断形成工作面周期来压。承压砌块模型的活动及其工作面的周期来压显现特点如下:(1)关键层的悬壁梁的破裂垮落成B块,其上层的基岩层以及松散层紧随之垮落并对工作面形成瞬间的冲击载荷;(2)在关键块B及其以后的运动过程中,由于工作面的覆岩协同活动的特点,其上始终作用着由松散层及上层基岩层重量构成的载荷+;(3)而关键块B得一端由C块及其冒落的矸石支撑,另一端则是由工作面支架经直接顶顶板传递的工作阻力及A块共同支撑;(4)工作面推进到B块后,B块即沿架后切落直至冒矸上,不能形成之前的砌体梁式的结构,工作面周期来压结束。6浅埋煤层开采覆岩移动与裂隙分布特征关于开采后上覆岩层移动与裂隙的分布特征主要是从神华神东矿区作为实际环境来进一步研究。矿区概况：神东矿区地处中国内蒙古南部和陕西省北部，其探明储量达2236亿t约占全国的四分之一，属世界八大煤田之一.2005年以来年总产量均超1亿吨为中国最大的现代化矿区。煤层埋藏浅（大部分在100m以内）、上覆基岩薄、地表为厚风积沙覆盖层且层下蕴藏着的宝贵的潜水，是神东矿区煤层赋存条件的突出特点，大规模长壁开采浅埋煤层导致井下开采活动对地表的影响更为敏感和强烈，采动裂隙可直接沟通地表，易引起煤层自燃、地下水流失与地表植物死亡等安全与环境灾害，掌握覆岩中采动裂隙扩展与分布特征，是有效解决上述难题的重要基础。文献(2-3)已通过实测证实了采动裂隙对上覆含水层的不利影响，并认为只要覆岩中存在合适的岩层组，采后一定时间，含水层受采动影响而降低的水位仍可恢复；文献(4)通过物理模拟分析了坚硬岩层在水平面上的垮落特征，可用于指导放顶煤开采的可行性"文献5-7对比分析了地表深陷和采动裂隙对土壤质量和植物生长的影响，但上述文献对采动裂隙在覆岩中的动态分布特征都没有论证，虽然在浅埋煤层的矿压控制方面有不少研究成果，但对浅埋煤层采动裂隙的时空演变规律还没有系统性的阐述，岩层控制的关键层理论为这一问题的研究提供了新的指导，此理论认为，关键层运动对离层产生、发展的时空分布起控制作用，覆岩离层一般出现在关键层下。矿区典型煤层赋存条件与覆岩力学参数6.13类典型煤层赋存条件通过对神东矿区的煤层钻孔柱状图及相关地质资料分析，按基岩厚度、对覆岩运动起控制作用的较坚硬岩层数（即关键层层数）及风积沙松散层厚度与煤层上覆基岩厚度比(K)的不同，神东矿区有3类典型煤层赋存条件：第一类，当岩层厚度小于30m，只赋存一个较坚硬岩层（称之为关键层），且K大于等于1，如表6.1所示。第二类，当基岩厚度大于等于30m，而又小于60m，只赋存一层关键层，但是K小于1，如表6.2所示第三类，急眼的厚度大于等于60m，赋存2层关键层（一个称之为主关一个称之为亚关键层），主关键层位于垮落带之上，基本顶为亚关键层，而且K小于1.如表6.3所示。6.2覆岩主要力学参数1)Ⅰ类煤层（大柳塔矿12305工作面）大柳塔12305工作面基岩厚度16-18m覆风积沙松散层30m，松散含水层厚度在14m左右，煤厚3.74m，采用长壁采煤法开采%工作面长240m，煤层及顶、底板岩层的主要力学指标参见表6.1.2）Ⅱ类煤层（上湾矿51201工作面）上湾煤矿51201工作面煤层平均厚度5.8m设计最大采高5.3m，上覆岩层厚度为40m左右，松散含水层厚度在10m左右。具体覆岩参数参见表6.2.3）Ⅲ类煤层（补连塔矿32201工作面）补连塔煤矿32201工作面基岩厚度78m，岩性主要为砂岩，上覆松散含水层厚度约10m。具体覆岩参数参见表6.3.6.2.1模拟方法与目的采用PFPA专业软件进行计算机数值计算和实验室相似材料试验两种模拟方法。应用RFPA软件主要分析覆岩赋存单一关键层（Ⅰ和Ⅱ两类煤层）时，随工作面的开采，采动裂隙在垂直面沿工作面推进方向与垂直面沿工作面倾向的动态演化规律。而应用实验室相似材料模拟试验，主要针对覆岩赋存单一关键层和两层关键层（Ⅱ和Ⅲ两类煤层）时，分析在水平面岩层及垂直面沿工作面推进方向的覆岩采动裂隙扩展与分布特征，并与同类的数值计算结果进行对比。6.2.2.RFPA数值分析RFPA可以计算并动态演示材料从受载到破裂的完整过程#整个系统具有较强的开放性，可扩展性，具有较好的后处理功能。在分析煤层顶板的离层、冒落、垮落、裂隙扩展情况方面。RFPA软件是较为理想的模拟软件。此软件在计算过程中执行分步开挖功能，每开挖一步，模型自动计算一步，并将单元的破坏移动过程通过弹性模量图或应力图显示出来，图中颜色灰度越亮表示压应力越大，灰度越暗表示拉应力越大。6.3.1垂直面沿工作面推进方向6.3.1.1类煤层（大柳塔矿12305工作面）1）模型建立为了尽量减小边界情况的影响，模型划分为300×70个单元。采用连续开采的力学模型，覆岩各层相变力学参数如表1中所示.2)利用RFPA中的分步开挖功能，从第2步开始开挖，为符合工作面快速推进（15m/d）要求，开挖步距为1.8m。共开挖135m。采场开挖后，工作面推进到30m时直接顶初次冒落。当推进到42m时，基本顶初次来压连同地表一起切落。工作面推进至58m时，基本顶发生第1次周期性整体切落(工作面推进到73m时，基本顶发生第2次周期性整体切落，如图1所示(a）基本顶初次垮落(b）基本顶周期性垮落图1Ⅰ类覆岩垮落状况’3）模拟结果分析工作面基本顶初次来压时，覆岩直至地表整体切落，顶板周期性切落时，顶板及其上覆厚松散风积沙层也几乎是整体下沉。随着工作面快速推进，整体破断的顶板岩块可以挤压并快速闭合，仍具有阻水作用。6.3.1.2Ⅱ类煤层（上湾矿51201工作面）模型、参数和加载方式等同上，覆岩各层相变力学参数如表2中所示基岩（厚度40m）破断过程工作面开挖到28m时，直接顶开始冒落(工作面开挖到40m时，基本顶开始垮落，到55m时，基本顶初次垮落，但未涉及到松散层，如图2a所示(当工作面开挖到近76m时，基本顶出现第1次周期来压，上覆松散层开始破坏，如图2b所示。(a）基本顶初次垮落（b）基本顶周期垮落图2Ⅱ类覆岩垮落状况2）模拟结果对比分析可见，与基岩厚18m的模拟结果相比，在基岩厚度增加到40m时，相应的来压步距也增大。且基本顶初次与第1次周期性垮落时，覆岩没有整体性垮落，更不会波及到地表。但在第2个周期来压时，地表与覆岩同步运动。6.3.2垂直面沿工作面倾向以上湾矿51201工作面为代表的Ⅱ类煤层为模拟分析基础条件。1）开采方案先掘出3条顺槽，两相邻顺槽间的间距分别为30m（区段煤柱的宽度）和230m（工作面的宽度），然后再进行开采。2）模型建立模型长400m，高100m，共划分400×100个基元，采用单元自身重力实现加载。在试验过程中，采用库仑准则作为破坏的判别准则。’3）覆岩垮落与裂隙扩展过程采空区最终垮落情况，如图3所示.图3覆岩垮落最终状况可见，大尺寸工作面开采导致上覆岩层不断产生离层与断裂，并一直发展到地表#最终导致自采空区到地表之间的岩层沿倾向整体切落。覆岩整体切落，将采动产生的离层压实#使断裂岩块闭合，且地表下沉宽缓底平、地表裂缝不发育且被挤实；工作面越长，裂缝密度越小。以上特征不仅有利于保水开采，也有利于井下工作面防灭火，而且由于整体切落，对土壤结构破坏小，还有利于生态建设。7浅埋深煤层冲击矿压防治的新思想及其方法学生从煤层的上方的岩层的破断规律以及其特征入手提出了这样的防治思想。由于浅埋深煤层的上方覆岩在关键层初次破断后，上方的表土层极容易与关键层一起发生沿煤壁的整体切落现象，而且其主要的的载荷来自于上部表土层的自重载荷。所以学生想从减少表土层的自重以及增加人工关键层的角度出发提出下面的方式：在关键层上基岩层开挖沿工作面的与工作面走向的平行巷道，间隔20米，每条巷道装置钢筋为骨架以混凝土浇筑的长宽均为2m的石柱，构成人工关键层的骨架结构。相邻平行的石柱用垂直于石柱的钢筋连接固定，间隔3m一根，在钢筋网络上进行混凝土浇筑，最后形成完整的人工关键层，在一定程度上起到自然关键层所具有的特性，有助于采煤工作面的矿山压力的控制。但是还应该考虑人工铺设假关键层与覆岩移动之间相互的影响，人工关键层类似于充填开采中的里层注浆充填技术，原理是十分相似的，即通过人工植入一个具有承载能力的夹层对上覆岩层起到类似于关键层作用的支撑控制作用。参考文献[1]张文军，沈海鸿,蔡桂宝，浅埋煤层开采覆岩移动规律数值分析[2]辽宁工程技术大学资源与环境工程学院，阜新123000；2中国地质大学信息工程学院，北京，100083；3铁法煤业（集团）有限责任公司，铁法112700[3]张恩强,彭文庆，浅埋厚煤层分层开采覆岩移动规律模拟研究，西安科技大学,陕西西安710054[4]许家林,钱鸣高，关键层运动对覆岩及地表移动影响的研究，中国矿业大学采矿系,江苏徐州，221008[5]李刚梁冰李凤仪浅埋煤层厚积砂薄基岩顶板破断机理研究，辽宁工程技术大学力学与工程科学系，阜新123000；黑龙江科技学院资源与环境工程学院，哈尔滨，150027[6]钱鸣高，许家林，矿山压力与岩层控制，中国矿业大学出版社，2011[7]许家林煤矿绿色开采，中国矿业大学出版社，2011CuttabilityofcoalseamswithigneousintrusionsRajendraSingh*,A.K.Singh,P.K.MandalAbstractOnthebasisofphysicalinspectionofexposedareainagallery,thecoalmassnearanigneousintrusionbandisdividedintofourzones;calledas(1)normal,(2)pulverized,(3)Jhamaand(4)mixedzoneexcludingthedyke/sill.Somesimplefieldandlaboratorystudieswerecarriedouttovisualisethenatureandextentofvariationofstrengthandcuttabilityacrossthesezonesofigneousintrusioninacoalseam.InfluenceofintrudedigneousmaterialsovertheinsitustrengthofthecoalmasswasstudiedbySchmidthammer,whiletheinfluenceovercuttabilityoftheseamwasstudiedthroughmonitoringofcurrentdrawnbyroadheadersduringmechanisedgallerydrivageincoalseamsconsistingofigneousintrusions.Bothstrengthandcuttabilityacrossthebandofigneousintrusionwerefoundtobehighlydependentupontheproximityandextentoftheintrusion.Infact,therequirementofcurrentforgallerydrivageacrossthecoalmasswithigneousintrusionwasobservedtobequitehighincomparisontothatrequiredforthenormalcoalmass.Tounderstandthisphenomenonindetail,anumberofsampleswerecollectedfromthecoal–intrusioninterfaceandweresubjectedtolaboratorytestsforphysico-mechanicalpropertiesalongwithcuttabilitytestingwithadragbittypecoalploughrig.Thelaboratorystudyshowedwidevariationinphysico-mechanicalandcuttabilitypropertiesofdifferentsamplescollectedfromdifferentzonesoftheaffectedcoalmasssurroundingtheintrusionband.D2002ElsevierScienceB.V.Allrightsreserved.1.IntroductionCoalisaconcentratedformofinvaluablenaturalenergy.Itsproperexploitationisimportantnotonlyforeconomicaldevelopmentbutalsoforenvironmental,ecologicalandconservationpointsofview.Mecha-nisedextractionofcoalprovidesbetterproduction,productivityandsafety.However,mechanicalcuttingofcoalisdifficultbecauseofhigherstrengthcoalseamsinIndia(Singh,1999).Thissituationbecomesevenmoredifficultinacoalfieldwithlargenumberofigneousintrusionsinthecoalseams.Jhariacoalfieldisbecomesimportantifthedrivage/workingencounterstraversedbyanumberofdifferentigneousintrusionsaffectingworkabilityofaconsiderablenumberofcoalseams.Here,anumberofcoalseamshavebeenbakedinabsenceofoxygen(Jhamaformation)duringtheintrusionoftheigneousmaterials.Dependinguponvariousfactorsliketemperatureoftheigneousmate-rial,durationoftheigneousactivity,sizeoftheentrychannelsinthebasinsediment,etc.,thecompositionofjhamavariedwithinwidelimits(Chandra,1992).Currently,powerfulcoalcuttingmachinesareavailableinthemarkettocutharderandharderrock,butabetterunderstandingofprogressivechangeonthebehaviorofacoalmassaroundthejhama/dykecontactplanebecomesimportantifthedrivage/workingencountersanigneousintrusivefrequentlyinthecoalmass。2.LiteraturereviewAlthoughthefirstcoalretrievalmachinewasdevelopedandusedinaBritishcoalminemorethan130yearsago(Walker,1902),mostofthestudiesoncoalcuttingweredoneonlywithinthelastfivedecades.Theeffectofcuttingtoolandmachineparameters,geo-miningconditionsandphysicmechanicalpropertiesofcoalovercuttingforcewasstudiedbyanumberofauthorsand,theoreticalaspectsofcoalcuttingweredetailedinthelate1950s(Evans,1958).Theexper-imentalresultsofextensiveworkconductedinthisfieldbyPomeroy(1963,1964)providedtheeffectsoftoolgeometryandotheroperationalfactorsonthecuttingforce.Initially,Merchant’stheory(Merchant,1944)ofbasicmechanicsofthemetalcuttingprocesswasappliedtogiveananalyticalequationofthecuttingforceforcoal/rockcutting(RoxboroughandRispin,1973).Furtherresearchthrustinthisfieldledtoconstructionofafullscaleboomtunnelingresearchriginalaboratory(SpeightandFowell,1987)toobtainaccuratecuttingdata.Onthehavebeendevelopedtodescribetheprocessofchipformation.Experimentalresultsofthetool–rockinteractionhavebeenusedfortheimprovementincuttingefficiencywiththepickcuttingmachines(Hekimoglu,1995;Bilginetal.,1996).Anempiricalmodelofinsitucuttabilityofhardcoalseamswasdeveloped(Singhetal.,1995)toestimatethepowerofacoal-cuttingmachineconsideringthegeo-miningdomainofthefieldintotality.However,evenwithallthesestudies,themechanismofthecoalcuttingisnotwellunder-stoodmainlyduetotheinherentcomplexprocesses.Theexactstressanalysisduringthechipformationisyettobedeveloped.Intheprocessofchipformation,crackpropagationisthebasicphenomenonforcoaldisintegrationduringcutting.Thismechanismoffractureshowstherelationshipbetweencuttabilityandphysicmechanicalpropertiesofthecoal.Theinfluenceofgeologicaldisturbancesoverthephysicmechanicalpropertiesofacoalmassiswellknown.Matsuietal.(1998)attemptedtovisualisetheinfluenceofgeologicaldisturbancesovertheperformanceofaroadheaderduringdrivageofacoalminetunnel.However,thisstudywaslimiteduptotheaffectoffaultsonly.Theinfluenceofthermo-contacttransformationofcoalmass(Jhamaformation)bytheigneousintrusionoveritsphysico-mechanicalproperties(SinghandSingh,1989)isnotwellreported.Theinfluenceofinhomogeneitiesduetotheigneousintrusionoverthestrengthandcuttabilityofthecoalmassiscomplex.Presenceoflargenumberofballcoal(Chandra,1992)andfrequentbandsofigneousintrusionsinsomeoftheIndiancoalseamsmakesitverydifficulttobeworkedbyacoal-cuttingmachine.Formechanisedgallerydrivageinacoalseamcontainingfrequentigneousintrusions,theunderstandingofaffectoftheseintrusionsoveritsstrengthandcuttabilitybecomesasubjectofinterestforthecoalminingindustry.Onthebasisofsomesimplefieldandlaboratoryinvestigations,anattemptismadeinthispapertovisualisethechangeinstrengthandcuttabilityofthecoalmasssurroundingandacrossanigneousintrusionband.3.StudysiteThecoalseamsbelongtoLowerGondwanastageandaremassiveinnaturewithfrequentstoneandigneousintrusions.Morethan90%oftheunder-groundcoalproductionofthecountryoccursthroughconventionalbordandpillarmethodofmining,inwhichexplosiveenergyisusedtobreakthehardcoalduringundergroundworking.However,duetothepoorproduction,productivityandsafetyofthismethodofmining,differentmachinesareintroducedformechanicalcuttingofcoal.Thecoalingmac